Подготовка минерального сырья к обогащению и переработке - Ревнивцев В.И., Азбель Е.И., Баранов Е.Г.

Автор: Ревнивцев В.И. Азбель Е.И. Баранов Е.Г.
Теги: обогащение минерального сырья полезные ископаемые сырье горное дело минеральные ресурсы
Год: 1987
Похожие
Технология золотосодержащих руд
Горный информационно-аналитический бюллетень
Экспертиза подсчетов запасов рудных месторождений
Закономерности эффективного разделения минералов в процессах обогащения полезных ископаемых
Текст
                    ПОДГОТОВКА
МИНЕРАЛЬНОГО
СЫРЬЯ
к обогащению
и переработке

ПОДГОТОВКА
МИНЕРАЛЬНОГО
СЫРЬЯ
к обогащению
и переработке
Под редакцией чл.-корр. АН СССР
В. И. РЕВНИВЦЕВА
Москва "’Недра” 1987
УДК 622.7.05 :622.34
Подготовка минерального сырья к обогащению и переработке/В. И. Ревнив1-
цев, Е. И. Азбель, Е. Г. Баранов и др.; Под ред. В. И. Ревнивцева.— М.: Недра,
1987. 307 с.: ил.
Дан анализ тенденции в изменении качества минерального сырья, опреде-
лены роль и место рудоподготовки в горном деле, ее информационная основа
и особенности реализации. Рассмотрены основные методы рудоподоготовки: рас-
познавание типов руд, их дезинтеграция, разделение и усреднение. Особое вни-
мание уделено ориентации операций рудоподготовки на ядерно-физические ме>-
тоды опробования и разделение кускового материала по технологическим свой-
ствам. Изложены вопросы построения и обеспечения комплексной системы уп-
равления качеством руды в процессах добычи, рудоподготовки и обогащения.
Показано влияние рудоподготовки на повышение эффективности процессов
обогащения.
Для инженерно-технических работников горно-обогатительных предприятий,
научно-исследовательских и проектных институтов.
Табл. 74, ил. 64, список лит.— 63 назв.
Авторы: В. И. Ревнивцев, Е. И. Азбель, Е. Г. Баранов, В. М. Изоитко^
Е. И. Крапивский, М. И. Кроткое, Е. П. Леман, А. С. Петров'
Рецензент: Л. А. Барский, д-р техн, наук (Ин-т проблем комплексного
освоения недр АН СССР)
п 2505000000-442
043(01)—87	<*47—87
© Издательство «Недра», 1987
ВВЕДЕНИЕ
Горнодобывающая (горная) отрасль промышленности включает
в себя производства, занятые разведкой месторождений полезных
ископаемых, их добычей из недр и первичной переработкой.
Первичная переработка полезных ископаемых — замыкающее
звено в общей технологии получения минерального сырья. Без нее
большинство полезных ископаемых в настоящее время не может
быть превращено в товарный продукт, соответствующий кондициям
на сырье для химико-металлургической переработки или для не-
посредственного использования в качестве готового материала, а
следовательно, не может быть вовлечено в сферу общественного
производства. Кроме того, от уровня техники и технологии первич-
ной переработки все в большей степени зависят рациональное
использование природных ресурсов и охрана окружающей среды.
Динамика изменения качества добываемых руд цветных и чер-
ных металлов, горно-химического сырья, угля и других твердых
полезных ископаемых показывает, что содержание в них полезных
компонентов систематически снижается. Эта тенденция естественна
в связи с невосполнимостью запасов полезных ископаемых в нед-
рах земной коры и прогрессирующими темпами потребления мате-
риалов, получаемых из минерального сырья. Она усиливается
вследствие увеличения степени разубоживания добываемой горной
массы из-за стремления к более полному извлечению запасов из
недр, а также использования высокопроизводительных методов и
техники горных работ и носит глобальный характер.
Так, например, за последние полвека содержание меди в добы-
ваемой в США медной руде снизилось в 4 раза. К 2000 г. ожида-
ется снижение содержания меди, свинца, цинка и других цветных
металлов в 2—2,5 раза по сравнению с 1975 г. Динамика изменения
•содержания железа в добываемой в СССР железной руде харак-
теризуется следующими данными:
Год.................... 1955	1965	1975	1985
Содержание железа, % . .	48,7	40,7	36,5	35,0
Количество извлекаемой из недр горной массы для удовлетво-
рения все возрастающей потребности в минеральном сырье из бед-
ных руд удваивается в мировой практике каждые 25 лет, а в Со-
ветском Союзе — каждые 10 лет.
В этих условиях одновременно возрастают роль и трудности
развития обогащения полезных ископаемых как совокупности со-
временных процессов первичной обработки руд.
Обогащению подвергают сейчас практически всю руду цветных
металлов, до 90 % добываемой железной руды, весь коксующийся
и почти половину энергетических углей, все фосфорное и калийное
•сырье для производства удобрений, значительную часть сырья для
производства строительных материалов.
3
За годы Советской власти в стране создано мощное высокоме1-
ханизированное обогатительное производство, насчитывающее не-
сколько сот обогатительных фабрик. Но резкое увеличение объема
обогащаемых руд повлекло за собой увеличение расхода ресурсов,,
прежде всего энергетических, на переработку дополнительных мил-
лиардов тонн горной массы. Положение усугубляется тем, что на-
ряду с обеднением руд прослеживается качественное ухудшение их
технологических характеристик.
В первую очередь это относится к рудам сложного минерально-
го состава (так называемым труднообогатимым рудам). Полезные*
компоненты представлены в них минералами с близкими техноло-
гическими свойствами. Отсутствие необходимой контрастности
свойств снижает полноту извлечения, а в ряде случаев вообще не*
позволяет извлечь нужные компоненты современными промышлен-
ными методами обогащения.
Значительно увеличилась изменчивость технологических свойств,
руды, поступающей на обогащение. Большинство разрабатывае-
мых месторождений обладает неравномерным минеральным соста-
вом. Каждый участок такого месторождения с технологической
точки зрения является, по сути, отдельным месторождением и тре-
бует индивидуального подхода при обогащении. Поэтому примене-
ние массовых методов добычи, исключающих возможность селек-
тивной выемки, привело к резкому увеличению неоднородности обо-
гащаемого сырья и смешиванию технологически несовместимых ти-
пов руд. Как следствие, возросли потери металлов из-за проведе-
ния операций обогащения в неоптимальных режимах. На обогаще-
ние стала поступать, по сути, не руда, а горная масса.
Текстурно-структурные характеристики сырья все более ослож-
няются. Если в начале XX в. на обогащение поступало сырье с
включениями рудных минералов размером в среднем более 1 мм,,
то уже к концу первой половины столетия для всех типов руд этот
размер снизился более чем на порядок. Стандартным показателем
необходимой степени измельчения для высвобождения минералов,
стал размер 74 мкм. В настоящее время некоторые руды можно
разделить на минеральные фазы только при измельчении до 50 мкм.
Столь тонкое измельчение всей рудной массы вызывает, как пра-
вило, переизмельчение части минералов. При этом резко возрастает
удельная поверхность материала, что создает качественно новые-
условия, влияющие на закономерности всех процессов обогащения,,
и служит одним из основных источников потерь металлов на обо-
гатительных фабриках.
Осложнилась проблема влияния обогатительного производства
на окружающую среду. В настоящее время пустая порода после-
обогащения накапливается в. хвостохранилищах, достаточно на-
дежных и в то же время экономичных, так как Они не требуют ка-
питальных гидротехнических сооружений. Однако при сокращении-
крупности.измельчения руды до 50 мкм хвостохранилища этого ти-
па теряют устойчивость. Становится необходимым сооружение хво-
стохранилищ с запорной плотиной из бетона или скального, грунта,.
4
что непомерно увеличивает их стоимость. Гидротехнический ком-
плекс становится дороже обогатительной фабрики. Пыление тонко-
измельченного материала заметно отражается на окружающей сре-
де. Материал такого гранулометрического состава затруднительно
использовать при закладке выработанных горных пространств. Вы-
деление же земельных угодий под хвостохранилища, занимающие
все большие площади, становится серьезной проблемой.
Несоответствие традиционной технологии обогащения изменив-
шемуся состоянию минерально-сырьевой базы проявляется и в дру-
гом аспекте. Сдерживаются разведка и вовлечение в эксплуатацию
новых месторождений бедных труднообогатимых руд, так как по
технико-экономическим показателям их переработка по существую-
щей технологии обогащения становится малорентабельной. Место-
рождения же богатых легкообогатимых руд либо выработаны, либо
находятся в трудных для освоения районах.
Сложившаяся ситуация полностью соответствует положению,
сформулированному Генеральным секретарем ЦК КПСС М. С. Гор-
бачевым на апрельском (1985 г.) Пленуме ЦК КПСС: «В большин-
стве отраслей научно-технический прогресс протекает вяло, по сути
дела эволюционно — преимущественно путем совершенствования
действующих технологий, частичной модернизации машин и обору-
дования. Конечно, эти меры дают определенную отдачу, но она
слишком мала. Нужны революционные сдвиги — переход к прин-
ципиально новым технологическим системам, к технике последних
поколений, дающим наивысшую эффективность» *.
Как показывает опыт, качественно новые изменения следует
искать прежде всего на стыках составляющих технологию процес-
сов или переделов.
Когда-то на заре возникновения и развития горного дела все
операции разведки, добычи и первичной обработки полезных иско-
паемых выполнялись в едином цикле, в основном с применением
ручного труда, как это описано в энциклопедии по горному искус-
ству Агриколы (XVI в.).
Позднее с увеличением масштабов работ, развитием техники и
промышленного производства произошли специализация и диффе-
ренциация разведочных, горных работ и первичной обработки руд.
Основной задачей разведки после обнаружения месторождения и
проведения комплекса геологических работ стала разработка кон-
диций для выделения на месторождении руд, которые могут быть
экономически выгодно переработаны при принятой технологии гор-
ных работ и обогащения. При организации горных работ, помимо
выполнения комплекса операций пО вскрытию месторождения, про-
ведению, креплению и поддержанию горных выработок, возникла
новая проблема: как с минимальными затратами осуществить вы-
емку полезного ископаемого и передать его на обогащение, контро-
лируя практически один параметр — содержание полезного компо-
* Материалы Пленума Центрального Комитета КПСС,, 23, апреля 1985 г,—
М.: Политиздат, 1985, с. 10.
5
нента. При таком подходе часть разведанных запасов приходится
относить к некондиционным и забалансовым.
Между тем значительную часть этих руд можно переводить в
кондиционные, если активно воздействовать на их технологические
параметры, т. е. не контролировать их качество, а управлять им.
Более того, переход к управлению качеством руд позволяет на
стадии разведки наметить подход к эксплуатации месторождений
бедных труднообогатимых руд. Многие из них при таком подходе
становятся пригодными к обогащению или прямой химико-метал-
лургической переработке.
Иными словами, на новом витке развития для устранения воз-
никших противоречий целесообразна интеграция всех переделов
горного производства в единую технологию получения минераль-
ного сырья. Связующим элементом такой технологии может стать
подготовка руды к обогащению и переработке (рудоподготовка),
развитая на качественно новом уровне как поточная система опера-
ций обработки добытой пусковой горной, массы, обеспечивающая
активноегнаправлённде воздействие на ее минеральный состав, фи-
зико-мёханические' параметры качества и однородность. Эти опе-
рации, базирующиеся наинфтфмаци и,-получаемой в ходе геолого-
разведочных работ, и реализуемые в процессе горных работ и тран-
спортировки горной массы на обогатительную фабрику, обеспечи-
вают получение из этой массы товарной или кондиционной руды
для обогащения.
Несмотря на то что операция и методы рудоподготовки, о кото-
рых пойдет речь в дальнейшем, известны и применяются на прак-
тике, объединение их в систему на единой теоретической базе
позволяет рассматривать рудоподготовку как новое направление в
горных науках. Системный подход состоит прежде всего в отноше-
нии к оценке показателей, входящих в понятие качества руды.
Общеизвестно, что обогащение происходит путем разделения
минералов. Содержание металла или элемента в руде еще не ха-
рактеризует, в какой минеральной ассоциации минерал — носитель
этого компонента находится в данном рудном блоке. Следователь-
но, увеличение содержания полезного компонента в руде эксплуа-
тируемого участка еще не означает, что из нее можно получить
«больше металла. Поэтому возникает задача: перейти от оценки ка-
чества горной массы только по химическому составу, как это
в основном принято до настоящего времени, к его комплексной
«оценке.
Информационная система всех операций рудоподготовки, бази-
рующаяся на данных геолого-технологического картирования в про-
цессе геологоразведочных работ для перспективного планирования
и на ядерно-физическом опробовании при оперативном управлении
всеми процессами рудоподготовки, является единой. При этом ста-
новится принципиально возможным проектные технологические по-
казатели работы горно-обогатительного комбината определять не
по средним цифрам по месторождению, что на практике, как пра-
вило, не подтверждается, а по этапам отработки месторождения.
6
Эти данные, как показывает опыт, достаточно хорошо коррелиру-
ются с показателями оперативного планирования.
Системный подход к рудоподготов1<е,_выражается и в ориента-
ции на единые по своей_природе методы ядерно-физического_опр.о>-
бования и радиометрические методы разделения кускового мате>-
рИала по технологическим свойствам. Это позволяет использовать
принципиально новую стратегию предварительного концентрирова-
ния полезного компонента на ранних стадиях геологоразведочных
иТорных работу Данная стратегия основана на положении, что на
'любой стадии обработки минерального сырья содержание в нем
раскрытой пустой породы значительно больше, чем раскрытых руд;
тгых минералов. ^Поэтому возможен переход от характерной для
обогащения технологии, когда вся рудная масса тонко измельчает-
ся до крупности зерен рудных минералов, к предварительному кон-
центрированию, при котором разделяемыми фазами являются
минеральные агрегаты, куски горных пород и отдельные рудные
тела.
Наконец, при системном подходе удается рационально перерас-
пределить энергетические и другие затраты на процессы, использу-
емые в различных переделах всей технологической цепочки подго-
товки минерального сырья, но выполняющих аналогичные функции.
Так, для снижения энергетических затрат на разрушение горных
пород по всему циклу взрыв — механическое дробление — механи-
ческое измельчение целесообразно использовать энергию взрыва не
только для отделения горной массы от массива, но и для разупроч-
нения отбитых кусков, а работу механического разрушения в мак-
симально возможной степени перенести из операции измельчения
в операцию дробления. При этом достигается сквозная экономия
энергетических затрат.
Рудоподготовка открывает возможность создания комплексной
системы управления качеством руды (КСУКР) горно-обогатитель-
ных предприятий. КСУКР предусматривает_согласованную работу
всех звеньев по управлению качеством минерального сырья, начи-
ная от разведки'и кончая процессами обогащения. Поэтому, если
рассматривать рудоподготовку как систему, т. е. как совокупность
согласованно выполняемых технологических операций, то по своим
функциям она является частью КСУКР, работающей в оператив-
ном режиме.
Внедрение КСУКР позволяет повысить эффективность не толь-
ко собственно процессов рудоподготовки, но и процессов разведки,
добычи, транспортирования и обогащения.
В частности, КСУКР во многих случаях обеспечивает безболез-
ненный для обогащения переход от селективной к валовой отра-
ботке месторождения с использованием циклично-поточной техно-
логии добычи и транспортирования, вовлечение в эксплуатацию
значительной части забалансовых и некондиционных руд и в то
Же время сокращение подаваемых на обогащение руд, снижение
Доли тонкоизмельченных хвостов и устранение ряда других отме-
ченных трудностей.
7
В целом рудоподготовка позволяет создать эффективную ресур-
сосберегающую технологию добычи и первичной обработки мине-
рального сырья, обеспечивающую его полное комплексное исполь-
зование и интенсификацию геологоразведочных работ по приросту
запасов, и поэтому в современном ее понимании может явиться
одним из тех революционизирующих преобразований технологии,
на которые нацеливают решения XXVII съезда КПСС.
В настоящей книге отражен один из этапов работ по раз-
витию рудоподготовки как нового направления в горных науках,
выполняемых по единой программе Механобром, ИПКОНом АН
СССР, ИГД СО АН СССР, Днепропетровским, Московским и Ле-
нинградским горными институтами, а также отраслевыми институ-
тами и предприятиями Минцветмета СССР, Минчермета СССР,
Минудобрений СССР и других министерств, связанных с перера-
боткой минерального сырья, под научным руководством чл.-корр.
АН СССР В. И. Ревнивцева.
Программа осуществляется в рамках раздела проблемы разра-
ботки научных основ и совершенствования рационального исполь-
зования минеральных ресурсов и охраны недр, развиваемой руко-
водителем горной группы АН СССР акад. М. И. Агошковым.
Настоящая книга посвящена изложению состояния соот-
ветствующих вопросов, а также отражает практические достиже-
ния современной рудоподготовки. Основное внимание уделено тео-
рии и технологии наиболее перспективных методов рудоподготов-
ки. Этим методам посвящены специальные главы. Более традицион-
ные и достаточно широко известные методы рассмотрены в обзоре
развития рудоподготовки.
Книга подготовлена коллективом авторов в следующем
составе: канд. техн, наук А. С. Петров (введение); чл.-корр.
АН СССР В. И. Ревнивцев (гл. 1); канд. геол.-мин. наук В. М. Изо-
итко (гл. 2); д-р техн, наук Е. Г. Баранов (гл. 3); д-р геол.-мин.
наук Е. И. Крапивский и д-р геол.-мин. наук Е. П. Леман (гл. 4);
д-р техн, наук Е. И. Азбель (гл. 5); канд. геол.-мин. наук
.М. И. Кротков (гл. 6).
1 ЗАДАЧИ И МЕТОДЫ
Глава 1 РУДОПОДГОТОВКИ
1.1. Развитие процессов рудоподготовки
Сущность технологии, применяемой в горной промышленности,
сводится к последовательному концентрированию полезных компо-
нентов (минералов или химических элементов) в товарном продук-
те, который можно использовать непосредственно как готовый ма-
териал (например, строительный) или в качестве сырья для после-
дующей химико-металлургической переработки.
Концентрирование включает две основные операции:
дезинтеграцию минерального вещества земной коры на
фазы, контрастные по содержанию полезного компонента;
разделение этих фаз на основе различий в каком-либо из фи-
зических, химических или физико-химических свойств, обычно на-
зываемых технологическими, или их совокупности.
В роли фаз на различных переделах горного производства могут
выступать качественно различающиеся между собой по размерам
и по степени организации материи категории минерального веще-
ства (рис. 1.1).
Первую стадию концентрирования производят при поиске и раз-
ведке месторождений путем выделения природных геохимических
аномалий с более высокой концентрацией отдельных химических
элементов или минералов по сравнению со средней геохимической.
Объем пространства земной коры, занимаемый месторождени-
(1-3) 10’8см
Рис. 1.1. Категории минерального вещества, отличающиеся по масштабам раз-
меров и степени организации материи (по А. С. Поваренных)
9
ем, заполнен различными монолитными телами горных пород и
массами почв, глин и других немонолитных образований. Полезный
компонент обычно бывает связан с некоторыми из этих тел, назы-
ваемых рудными. Под рудой понимают природное образование, в
котором концентрация полезного компонента достигает уровня, до-
статочного для рентабельного его извлечения.	~~
Путем отделения рудных тел от тел и ма'сс горных пород, не
содержащих полезного компонента (так называемых пустых по-
род), осуществляют следующую стадию концентрирования. Разде-
ление этих фаз традиционно считается задачей горных работ.
В течение длительного исторического периода удавалось нахо-
дить богатые месторождения полезных ископаемых, из которых
кондиционное минеральное сырье и материалы получали исключи-
тельно путем горных работ. Для некоторых видов полезных иско-
паемых, наиболее распространенных в недрах земной коры, такая
практика сохраняется и в настоящее время. Но для подавляю-
щего числа источников минерального сырья уже на ранних стадиях
развития соответствующих промышленных производств стало
невозможным получать товарную руду только с помощью горных
работ.
Согласно установившейся в горном деле терминологии, совокупность всех
'образований, т. е. рудных тел с прослойками пустой породы внутри них и без-
:рудных тел, которые также приходится извлекать из недр, носит название гор-
ная масса.
Совокупность извлеченных рудных образований с вмещенными в них про-
слойками пустой породы, от которых в процессе горных работ удалось отделить
безрудные тела горных пород и складировать их в отвал, называют рудной
массой, или сырой рудой.
Для доведения сырой руды до кондиций стали специальным об-
разом подготавливать ее к плавке. Таким образом, рудоподго-
товка явилась первым этапом в развитии первичной переработки
полезных ископаемых.
В первоначальном виде процессы рудоподготовки были ручные.
Отец русской горно-металлургической науки М. В. Ломоносов в
книге «Первые основания металлургии» в главе «О приуготовлении
руд к плавлению» перечисляет основные процессы рудоподготовки,
применявшиеся в XVIII в.: «Руды к плавлению приуготовляются
через толчение, разбор, промывку и обжигание». Из этой главы
узнаем, что крупное дробление в те времена проводилось вручную
«великим молотом». Промывка осуществлялась также вручную в
круглых проволочных решетах, «которые полощут в бочке, водою
наполненной». Материал после ручной разборки для удаления вла-
ги обжигался в шахтных печах, обслуживание которых также про-
изводилось в основном вручную.
Фазами, которые раскрывали при дроблении и разделяли при
рудоразборке и промывке, являлись минеральные и коллоидно-дис-
персные агрегаты. Куски горной породы, представленные агрегата-
ми рудных минералов, и куски пустой породы, которые могли быть
разобраны вручную, имели размеры порядка дециметра. Естествен-
но, что по сравнению с горными работами, где размеры разделяе-
Ю
мых фаз характеризуются метрами, процессы рудоразборки и про-
мывки были более селективными. Это позволило вовлечь в эксплу-
атацию некоторые руды, которые ранее считались непригодными
для переработки. Но пределы применимости рудоразборки как ос-
новного метода разделения оказались ограниченными. Ее можно
было использовать только для полезных ископаемых, характери-
зующихся очень крупной вкрапленностью.
Минеральные агрегаты или полиминеральные срастания по раз-
меру слагающих их кристаллов делят на крупно- (10-1 — 10-2 м),
средне- (10~2—10~3 м), мелко- (10-3—10-4) и тонкозернистые
(10~4—10-5 м). Далее следуют субзернистые срастания: скрьш>
кристаллические (10~5— 10-6 м), тонкодисперсные (меньше 10-6м)
и, наконец, минеральные образования типа твердых растворов и
изоморфных структур.
Весь дальнейший прогресс в технологии первичной переработки
полезных ископаемых связан в основном с освоением способов рас-
крытия минерального вещества на все более мелкие фазы и эф-
фективного разделения этих фаз. Переход в сантиметровый и мил-
лиметровый диапазоны крупности фаз ознаменовал качественно»
новый этап в технологии первичной переработки минерального,
сырья — появление обогащения полезных ископае-
мых как совокупности процессов раскрытия агрегатов на мономи-
неральные фазы и разделения этих фаз путем использования тех-
нологических свойств, характерных для минералов.
Механическая обработка полезных ископаемых составила пер-
вый период развития обогащения. В этот период применяли меха-
нические методы дезинтеграции и механические методы разделения
на основе различий в таких свойствах минералов, как размер и
форма зерен, их упругость, коэффициент трения, масса. При этом
использовали контрастность в разделительных признаках, свой-
ственную минералам от природы. Это позволило вовлечь в эксплуа-
тацию месторождения новых технологических типов с крупно- и
среднезернистой структурой горных пород, в результате чего ус-
пешно удовлетворялись потребности промышленности в течение
длительного времени.
Традиционная для настоящего времени технология обогащения
полезных ископаемых сложилась на рубеже XIX и XX вв. в связи
с необходимостью вовлечения в переработку бедных мелко- и тон-
козернистых руд черных и цветных металлов, что потребовало раз-
работки промышленных методов разделения минералов по физи-
ческим (магнитная и электрическая сепарация) и физико-химиче-
ским (флотация) свойствам. Эти свойства поддаются направлен-
ному изменению, поэтому появилась возможность искусственно по-
вышать контрастность природных свойств минералов, что значи-
тельно расширило круг полезных ископаемых, вовлеченных в обще-
ственное производство. Понятие «руда» перешло в чисто экономи-
ческую категорию, так как даже из руд редких и редкоземельных
элементов стало возможно получать концентраты, близкие по со-
ставу к мономинеральным образцам.
11
Концентраты, полученные при обогащении руд, направляют на
дальнейшую стадию концентрирования минерального вещества,
где в качестве фаз выступают молекулы и радикалы или атомы и
ионы. Эта стадия традиционно относится к сфере химико-метал-
лургической переработки.
Успешное развитие обогащения полезных ископаемых способ-
ствовало прогрессу горной промышленности, но вместе с тем вы-
звало резкую дифференциацию и постепенное обособление горного
и обогатительного переделов и в конечном счете нарушение рацио-
нальной схемы стадиального концентрирования.
В начальный период своего развития обогащение было как бы
третьей после добычи и рудоподготовки стадией концентрирования
при разработке месторождения.
Механизация обогатительного производства сравнительно быст-
ро вытеснила ручные операции, и в настоящее время рудоразбор-
ку применяют лишь на отдельных предприятиях для специальных
целей. Иными словами, исчезла стадия концентрирования на уров-
не минеральных агрегатов. Поскольку обогатительный передел
компенсировал эту стадию предварительного концентрирования,
для технологии в целом это произошло безболезненно, отразив-
шись лишь на технико-экономических показателях. Заметно увели-
чились затраты на наиболее энергоемкую операцию обогащения —
измельчение.
Рудоподготовки постепенно превратилась во вспомогательный
передел, функции которого ограничились дроблением и классифи-
кацией руды по крупности.
Обогатительные процессы как бы заменили классические про-
цессы подготовки руд к плавке, и в некоторых отраслях, например
в черной металлургии, термины «обогащение руд» и «рудоподго-
товка» стали синонимами.
Бурный рост потребления минерального сырья во второй поло-
вине XX в. вызвал резкое увеличение масштабов горных работ и
укрупнение горнодобывающей техники, что заметно сказалось на
снижении селективности горных работ. Применение экскаваторов
с большой вместимостью ковша, систем разработки карьеров с уве-
личенными уступами, прогрессивных массовых систем выемки при
подземных горных работах снизило селективность горной техноло-
гии с точки зрения отделения рудных тел от мелких пустопородных
пропластков и безрудных тел.
В итоге прогрессирующими темпами стало нарастать разубожи-
вание сырой руды и содержание полезных компонентов в питании
обогатительных фабрик резко снизилось. Эта ситуация совпала с
постепенной отработкой богатых месторождений и вовлечением в
эксплуатацию запасов все более бедных руд. На обогащение в ряде
случаев стали подавать не сырую руду, а горную массу. Вся эта
дополнительная нагрузка также легла на обогатительный пере-
дел.
Не менее серьезные последствия перехода на крупномасштаб-
ную добычу имело резкое увеличение неоднородности состава ис-
12
ходного материала, поступающего на обогащение. При малых мас-
штабах горных работ технологию переработки руды на обогати-
тельных фабриках постоянно совершенствовали, успевая коррек-
тировать ее в соответствии с изменениями вещественного состава
руды по мере отработки месторождения. Интенсификация добыч-
ных работ привела к тому, что частота колебаний состава руд, по-
ступающих на обогащение, стала более высокой. Стали обычными
ситуации, когда резкие колебания, отражающиеся на нормальном
протекании процесса обогащения, происходят в течение суток и
даже смен.
Указанные тенденции в развитии горного дела объективны и не-
обратимы. Поскольку рудоподготовка из совокупности операций
по подготовке руд к плавке превратилась в промежуточное звено
между горным и обогатительным производством, то именно на дан-
ном этапе целесообразно компенсировать вредное влияние этих тен-
денций. Поэтому в последнее время (начиная с 60-х гг.) начался
интенсивный поиск рудоподготовительных процессов, которые по-
зволили бы в создавшихся условиях на новом техническом уровне
восстановить роль рудоподготовки.
Особые неприятности в работе обогатительных фабрик достав-
ляет возросшая неравномерность состава исходной руды. Обога-
тительные процессы имеют поточный характер. Возможность их
адаптации к отклонению качества питания от запланированного
уровня весьма ограниченна, особенно при средне- и высокочастот-
ных колебаниях (периоды таких колебаний не превышают несколь-
ких смен). Это приводит к потере металлов с хвостами, увеличе-
нию расхода реагентов, снижению производительности оборудова-
ния, а также вызывает сложности при автоматизированном управ-
лении технологическими процессами.
- Для повышения равномерности питания обогатительных фаб-
рик начали применять усреднение исходной руды, которое разви-
валось по путям перспективного и оперативного усреднения.
Перспективное усреднение стало традиционной операцией гор-
ного передела. Его осуществляют в цикле горных работ при пла-
нировании на длительное время (год, квартал, месяц), направлено
оно на выполнение горно-обогатительным предприятием в целом
плановых показателей за определенный период.
Для интервалов времени, сопоставимых со сменой и сутками,
Начали применять оперативное усреднение. Оперативное усредне-
ние, особенно в отношении усреднительных устройств, имеет много
Общего с подготовкой шихты и смесей в металлургическом, уголь-
ном, цементном и химическом производствах, где техника усредне-
ния сложилась в начале века и достигла достаточно высокого уров-
ня. Однако непосредственного переноса техники и технологии
усреднения из смежных областей в практику работы горно-обога-
тительных предприятий не произошло, так как обогатительное про-
изводство имеет значительно большие масштабы. Кроме того, от-
сутствовали обоснованные требования к показателям стабильности
состава перерабатываемого сырья, теоретически обоснованные
43
принципы построения и методы расчета эффективности схем усред-
нения, корректные методы оценки технологической и экономиче-
ской эффективности обогащения усредненного материала. У многих
специалистов сложились взаимоисключающие подходы к организа-
ции работы на усредненном сырье или применению автоматической
системы управления для подстройки режима процесса обогащения
к колебаниям качества сырья.
Поэтому проблему усреднения решали не комплексно, а авто-
номно— вопросы перспективного усреднения, оперативного управ-
ления горнотранспортными работами в режиме усреднения, фор-
мирования многослоевых усреднительных штабельных складов для
недробленой руды и применения многоячеечных бункеров и гале-
рейных складов обогатительных фабрик. Однако даже такое ча-
стичное решение проблемы способствовало заметному снижению
колеблемости качественных показателей сырья на предприятиях
черной металлургии, на отдельных предприятиях цветной метал-
лургии, горной химии и по производству строительных материалов.
Вместе с тем усреднение не стало обязательной технологической
операцией в схемах переработки. Помимо изложенных причин это-
му помешали более веские обстоятельства, связанные с характером
работы систем усреднения, используемых до недавнего времени.
В таких системах усреднение в ряде случаев, способствуя стабили-
зации вещественного состава руды, одновременно резко снижает
контрастность ее технологических свойств.
Это происходит при смешивании руды отдельных блоков и уча-
стков месторождения, которая по вещественному составу требует
раздельного обогащения. В результате усреднение иногда приводит
к значительному снижению извлечения металлов и существенно'
отражается на качестве получаемых концентратов.
К этому же периоду 60-х гг. относится внедрение процессов,
предварительного концентрирования в тяжелых суспензиях дробле-
ной кусковой руды. Первоначально процесс тяжелосредной сепара- -
ции был освоен на углеобогатительных фабриках. Первая установ-
ка для обогащения полиметаллических руд была пущена в 1964 г.
на Приморском комбинате. В качестве утяжелителя использовали
свинцовый концентрат, а для регенерации суспензии — процесс фло-
тации. В конце 60-х гг. был налажен выпуск отечественного грану-
лированного ферросилиция, сформировалась технология. В 70-е гг.
были созданы тяжелосредние сепараторы большой единичной мощ-
ности.
Внедрение предварительного концентрирования в тяжелых су-
спензиях на ряде предприятий позволило не только повысить про-
изводительность фабрик, снизить удельный расход электроэнергии
на измельчение, но и вовлечь в переработку забалансовые рудьц
существенно увеличить тем самым промышленные запасы место-
рождений. Кроме того, повысилась степень комплексности исполь-
зования сырья, так как легкую фракцию используют в качестве
строительного щебня, а также для закладки выработанного про-
странства.
14
К сожалению, сфера применения тяжелосредной сепарации ог-
раничена, поскольку необходимо, чтобы рудные агрегаты и куски
пустой породы заметно отличались по плотности. Аналогичные
ограничения не позволили широко распространиться таким процес-
сам предварительного концентрирования, как крупнокусковая от-
садка, магнитная сепарация кускового материала, предваритель-
ное грохочение на карьере горной массы, рудные компоненты
которой склонны к избирательному разрушению. Все эти процессы
эффективны лишь в отдельных специфических случаях при благо-
приятных особенностях состава перерабатываемых руд.
Тем не менее там, где усреднение и предварительное концентри-
рование удается применить, открывается возможность перехода от
контроля качества руды при добыче к управлению им путем непо-
средственного регулирования, т. е. ведения горнотехнологического
процесса в запланированном режиме качества. Применение систем
управления качеством руды вызвало коренное изменение во взаи-
моотношениях между горным и обогатительным переделами.
Но этот первый этап совершенствования рудоподготовки недо-
статочен. На технологические показатели переработки руды влияет
не только химический состав руды, но и целый ряд других фак-
торов. Однако контроль всех других характеристик при принятых
системах технологической оценки месторождений и оперативного
опробования добываемых руд невозможен. Поэтому на большин-
стве месторождений в системах управления горнотехнологическим
процессом за основную характеристику качества руды принимают
содержание ведущего компонента (изредка двух, трех компонен-
тов), активно регулируют среднее содержание этого компонента и
стабилизируют его колебания.
1.2.	Задачи рудоподготовки и управления качеством руд
на современном этапе
Усложнение состава перерабатываемых руд, наблюдаемое в по-
следнее время в связи с вовлечением в эксплуатацию месторожде-
ний новых технологических видов, например стратиформного про-
исхождения, при одновременном стремлении к комплексному освое-
нию недр вызывает необходимость перехода от регулирования и
стабилизации содержания полезного компонента к комплексной си-
стеме управления качеством руды с активным воздействием на все
основные параметры качества, влияющие на процесс обогащения.
Обогатимость руд зависит от большого числа геолого-минера-
логических параметров (табл. 1.1), а также от ряда вторичных па-
раметров, например гранулометрического состава. Рассмотрим ос-
новные из них.
Минеральный и химический состав. Вся современная методоло-
гия управления технологическими процессами первичной обработ-
ки полезных ископаемых в горной промышленности построена на
химическом анализе руды и продуктов обработки. Вместе с тем
15
Таблица 1.1
Геолого-минералогические параметры, влияющие на переработку руд
(по В. М. Изоитко)
Процессы
Параметры	Добыча	Выбор способа пере- работ- ки	Скла- диро- вание	Тран- спорт* рова- ние	Выбор спосо- ба сепа- рации	Дроб- ление, измель- чение	Фло- тация	Грави- тацион- ное обога- щение
Характеризующие осо- бенности руд (непосред-								
ственно влияют на про- цесс переработки) Минеральный состав:								
соотношение минера- лов	4-		+					
состав главных руд- ных минералов кристаллографические формы и размеры ин-		+		+	+	4-	+	4-
дивидов		+		4-	+	+		4-
структура граней						4*	4-	
наличие элементов-								
примесей							+	4-
изоморфизм							4-	
дефектность, поли- типия, степень упоря- доченности особенности роста, зо-					4-		4-	
нальность, структура распада					+		4-	
физические свойства минералов (плотность,								
электрические, маг- нитные и т. д.) наличие контрастных и близких по свойст-	4“	+	+	+	4-	4-	4-	4-
вам минералов поверхностная актив-		+			4-	+	4“	“Т"
ность		+	+			4-	4-	
степень окисленности		+	+	+	+	4-	4-	+
Химический состав:								
соотношение рудных и породообразующих,								
полезных и вредных компонентов	+	+	+	+	4-	4-	4-	4-
присутствие окислен- ных форм	4"	+	4"	+	+	4"	4-	4-
присутствие химиче- ски активных соеди- нений особенности распре- деления	полезных			+				4-	
компонентов	+	+			4-	+	4-	4~
Текстурно-структурные особенности:								
форма и размер зерен		+		+	+	4"	4-	4-
характер границ и срастаний		+		4-	4-	4-	-L-	4-
16
Продолжение табл. 1.1
Параметры	Процессы							
	Добыча	Выбор способа пере- работ- ки	Скла- диро- вание	Тран- спор- т иро- вание	Выбор спосо- ба сепа- рации	Дроб- ление, измель- чение	Фло- тация-	Грави- тацион- ное обога- щение-
. наличие .включений степень однородности					4-		+	4-
строения					4"		4-	4-
Физико-механические свойства:								
крепость	+	+	+	4-	4-			
плотность способность к ошла-	4"	+	4“	4-	4-			4-
мованию	+	+	+	4-	4-		4-	4~
пористость влажность, влагоем-	4“	+	+	4-	4-		4-	4-
кость	+	+	+	4-				
угол внутреннего тре- ния	+		+	4*				
Физические свойства:								
электрические свой- ства (удельное сопро-								
тивление,электропро-								
водность) магнитные свойства		+				4-	4-	4-
(магнитная воспри- имчивость)		4“				4-		
степень контрастно- сти свойств		+			4-	4-	4-	4-
Характеризующие осо- бенности месторождения								
(влияют на процесс пе- реработки через пара-								
метры предыдущей груп- пы) Геологическая характе-								
ристика:								
литологическая харак- теристика вмещающих и оруденелых пород	+	+	+	4-	4-	4-	4-	4-
магматизм	+	+			4-		+	4-
тектоника	4“	+	4"	4-	4-	4-	4-	4-
метаморфические и метасоматические из- менения форма' и размер руд-	4-	+			4-	4-	4-	4-
ных тел	4-		+	4-				
степень равномерно- сти оруденения число природных ти-	4-	+	4*	4-	4-	4-	4-	4--
пов	+	+			4-	4-	4-	“Г
стадийность минера-								
лообразования		+			4-	4-	4-	4-
наличие зональности соотношение гипо- и гипергенных процес-	+	+		4-	4-	4-	4-	4-
сов	4-	+	+	4-	4-	4-	4-	4-
2 Зак. 283
17’
совершенно очевидно, что химический состав является вторичным
фактором.
Минеральный состав и технологические свойства минералов яв-
ляются определяющими при выборе процессов обогащения, состав-
ляющих технологическую схему (флотация, гравитация, магнитная
сепарация или их сочетание). Поэтому управление качеством руды
ио минеральному составу путем создания оптимального и стабиль-
ного соотношения разделяемых при обогащении минеральных ас-
социаций— главный фактор нормальной работы технологической
схемы.
Особое значение имеет поддержание содержания вредных ми-
неральных примесей в исходной руде в допустимых пределах, так
как даже незначительное содержание их может нарушить нормаль-
ное течение обогатительного процесса (например, определенных
видов глинистых минералов или слоистых алюмосиликатов с высо-
кой сорбционной способностью по отношению к собирателям при
флотации).
Контроль химического состава руды не всегда позволяет оце-
нить содержание в ней этих вредных минеральных примесей.
Текстурно-структурная характеристика горных пород на место-
рождении может значительно колебаться по степени вкрапленно-
сти минералов. На отдельных месторождениях размер вкраплен-
ности изменяется в весьма широких пределах — от долей микро-
метра до десятков миллиметров. Чем меньше размер вкрапленности
извлекаемых минералов, тем тоньше должно быть измельчение
руды до полного раскрытия сростков. Для некоторой части руды
с субзернистыми срастаниями раскрытие фаз при измельчении не-
возможно. Соответствующие этим рудам участки месторождения
практически необогатимы, их можно перерабатывать только по
комбинированным схемам с использованием химико-металлургиче-
ских методов.
В тех случаях, когда раскрытие при измельчении возможно,
от характера структуры руды будет зависеть оптимальная схема
.обогащения (набор и последовательность применяемых операций).
Таким образом, текстурно-структурная характеристика наряду
•с минеральным составом является главнейшим качественным свой-
ством руды.
При малых масштабах горных работ этот параметр удается
учитывать. При переходе на переработку участков с резко изме-
няющейся текстурой руд изменяются режимные параметры измель-
чения и разделительных операций вплоть до полной реконструкции
технологической схемы. При переходе на массовую крупномас-
штабную добычу с широким фронтом горных работ этот фактор
стал фактически нерегулируемым.
Физико-механические свойства. Различные по крепости ру-
ды требуют при заданной степени измельчения неодинаковой за-
грузки мельницы. Колебания прочностных характеристик руды при-
водят к тем же последствиям, что и неравномерность ее грануло-
метрического состава.
18
Управление прочностными характеристиками рудной массы име-
ет еще один важный — энергетический аспект. При взрывной от-
бойке и дроблении энергия разрушения расходуется не только на
образование новой поверхности, но и на создание сети зародыше-
вых микротрещин, определяющих эффективность процесса измель-
чения. Для каждого типа руд существует оптимальное соотношение
затрат энергии при взрывной отбойке, дроблении и измельчении,
обеспечивающее минимальный сквозной удельный расход энергии,
на разрушение.
Влажность руды в ряде случаев может иметь существенное
значение.
Для определенных типов руд с повышенным содержанием гли-
нистых масс при влажных климатических и погодных условиях
могут возникать затруднения, связанные с транспортированием
рудной массы и прохождением ее по технологическому тракту.
Гранулометрический состав руды, поступающей на обогащение,
в настоящее время практически регулируют только по верхнему
пределу крупности, исходя из особенностей работы горного цеха
и системы транспортирования. Вместе с тем от оптимального гра-
нулометрического состава руды во многом зависит эффективность
работы измельчительного отделения обогатительной фабрики.
При работе обогатительной фабрики по схеме с самоизмельче-
нием в руде должно быть достаточное количество крупных кусков
размером более 300 мм, выполняющих роль измельчающей среды.
При шаровом измельчении в исходном материале не должно быть
кусков крупнее 5—10 мм, так как в этом случае значительно воз-
растает сквозной удельный расход энергии на разрушение мате-
риала.
При неравномерности руды по крупности отдельные порции ее,
представленные мелочью, переизмельчаются и, наоборот, при за-
трубленном гранулометрическом составе — не доизмельчаются.
В обоих случаях это ведет к потерям полезного компонента.
Задачей управления качеством руды и рудоподготовки (как
совокупности процессов ее оперативной реализации) является ком-
плексный учет всех рассмотренных выше факторов.
1.3.	Информационная основа рудоподготовки
Система, которая отслеживала бы изменение всех качественных
показателей в отдельности, по-видимому, должна быть очень слож-
ной и непригодной для практического использования. Поэтому воз-
никает необходимость в разработке принципиально нового подхода
к технологической оценке свойств минерального вещества как объ-
екта обогащения не по отдельным отмеченным выше факторам, а
по интегральному показателю.
Таким интегральным показателем являются технологические
свойства минеральной ассоциации, которой представлен каждый
элементарный геометрический объем месторождения, учитывающие
все геолого-минералогические и иные факторы, определяющие эти
2*	19
свойства. Конкретно они выражаются в технологических показа-
телях, которые могут быть получены при обогащении этой мине-
ральной ассоциации по схеме, принятой для месторождения в це-
лом, но оптимизированной с учетом специфических особенностей
состава конкретной ассоциации. В этом случае месторождение мо-
жет быть дифференцировано в пространстве на элементарные клас-
сификационные единицы, минеральное вещество которых является
по отношению к принятой технологии переработки рудой опреде-
ленного технологического типа или сорта.
Под технологическим типом в данном случае понима-
ют руду, принципиально отличающуюся от других руд веществен-
ным составом и технологическими свойствами и требующую вслед-
ствие этого переработки по особой технологической схеме.
Технологический сорт руды — это руда, имеющая общую
для данного типа схему переработки,. но отличающаяся содержа-
нием полезных компонентов и какими-либо технологическими свой-
ствами, требующими изменения режима отдельных операций тех-
нологической схемы.
Задача рудоподготовки при учете технологических свойств руды
сводится к дезинтеграции минерального вещества месторождения
на указанные элементарные классификационные единицы, разде-
лению их и перегруппировке с тем, чтобы элементы пустой породы
были отделены от рудных элементов до обогащения, а руда раз-
ных технологических типов поступала на соответствующие схемы
переработки. При этом различия в технологических свойствах сор-
тов руды должны быть нивелированы или информация об этих раз-
личиях должна быть своевременно передана в контур управления
технологическими процессами обогащения для корректировки ре-
жимных параметров.
Совокупность исследований пространственной изменчивости ве-
щественного состава, технологических свойств руд и их взаимосвя-
зи, осуществляемая по всему объему месторождения на представи-
тельном числе малых технологических и минералого-технологиче-
ских проб, увязанная с данными геологической документации раз-
ведочных выработок и анализами химического состава рядовых и"
групповых проб, получила наименование геолого-технологи-
ческого картирования.
В результате геолого-технологического картирования выделя-
ют в пространстве, оконтуривают и наносят на геолого-технологи-
ческую карту (в плане и в разрезе) месторождения технологиче-
ские типы и сорта руд, а также пустопородные элементы. .
Вопрос об оценке технологических свойств руд по большому
числу проб малой массы поднимался уже давно. Так, уже в 1945—
1946 гг. И. В. Шманенковым была обоснована необходимость про-
ведения унифицированных микротехнологических исследований,
позволяющих на пробах минимальной массы делать заключение о
качестве минерального сырья. В ВИМСе, Механобре, Гинцветмете
и других институтах начали разрабатывать методики и аппаратуру
для такой технологической оценки.
20
В 1968—1973 гг. сотрудники Механобра, ВИМСа, Механобрчер-
мета и Гипроникеля предлагали сочетать при разведке месторож-
дений детальное изучение вещественного состава мало- и крупно-
объемных технологических исследований на достаточно большом
числе проб с математической обработкой полученных результатов.
В 1974 г. ВИМСом и Механобром была разработана методика,
.вобравшая в себя весь опыт технологического изучения руд при
разведке и эксплуатации. Она основана на сочетании общеприня-
той методики технологического изучения разведываемых месторож-
дений и разработки схем обогащения на лабораторных усреднен-
ных пробах с малообъемным технологическим опробованием и кар-
тированием месторождения по технологическим свойствам руд.
Внедрение этой методики в 1975—1977 гг. на более чем 60 руд-
ных месторождениях показало, что она вполне доступна для вы-
полнения силами лабораторий и экспедиций территориальных гео-
логических управлений.
В 1982 г. принято временное методическое руководство по тех-
нологическому опробованию месторождений цветных металлов с
применением геолого-технологического картирования.
Геолого-технологическое картирование положительно оценено
ГКЗ СССР.
Таким образом, геолого-технологическое картирование стало ин-
формационной основой рудоподготовки в ее современном понима-
нии. МетодахМ и уже достаточно обширной производственной прак-
тике геолого-технологического картирования в последнее время
посвящен ряд монографий.
1.4.	Система рудоподготовки на основе механических методов
На тех месторождениях, где осуществлено геолого-технологиче-
ское картирование, открывается возможность создания принципи-
ально новой системы управления качеством руды.
Наиболее простой для внедрения вариант такой системы пред-
усматривает применение традиционных механических методов об-
работки кускового материала. Подобная система внедрена на Но-
рильском горно-металлургическом комбинате, на медно-молибдено-
вом комбинате «Эрдэнэт» и запроектирована для Тырныаузского
вольфрамово-молибденового и Жайремского полиметаллического
комбинатов.	:
Система включает в себя операции, перечисленные ниже в по-
рядке их технологической последовательности.
Опережающее технологическое опробование. Данные геолого-
технологического картирования используют для перспективного
планирования работы обогатительной фабрики в соответствии с
календарем горных работ. При этом планируют не усредненный в
целом по месторождению, а «плавающий» уровень технологических
показателей на различные временные периоды в соответствии с
реальным качеством руды, которая будет вовлечена в переработку
в соответствующий период. Опыт пуска советско-монгольского ком-
21
a
Рис. 1.2. Использование результатов геолого-технологического картирования
для оперативного планирования показателей обогащения комбината «Эрдэнэт»:
а — схема распределения технологических сортов руды на горизонте А месторождения;
1— е>85 %; 2 — е=80-*-85 %; 3 — 8=75-5-80%; 4 — 8<75 % (точками обозначены скважины,
из которых отбирались пробы); б — сходимость прогнозного (5) по данным картирования
и фактического (6) извлечения 8 меди в концентрат
бината «Эрдэнэт» показал хорошую сходимость прогнозируемых и
фактически достигнутых показателей (рис. 1.2).
Перед отработкой подготовленного к эксплуатации блока про-
водится его опережающее технологическое опробование в целях
уточнения данных геолого-технологического картирования. Про-
бы для технологического опробования отбирают традиционными
22
^методами, затем проводят контрольные химико-минералогические
анализы и технологические опыты.
Разделение технологических типов руд производят путем их се-
лективной выемки из недр и раздельного транспортирования. Для
этого руды различных типов должны занимать существенный объем
рудного тела или месторождения, а рентабельность селективной
.добычи должна быть обоснована выгодой от раздельной переработ-
ки. Типичен в этом отношении пример Норильского горно-метал-
лургического комбината. Переход от валовой переработки к раз-
дельному обогащению руд различных технологических типов обес-
печил значительный прирост извлечения металлов.
Дезинтеграция руды. Руду каждого технологического типа дро-
бят в целях дезинтеграции горной массы на минеральные агрегаты.
При наличии глинистых примесей дробленую руду промывают.
Сепарация кусковой руды. При достаточной степени контраст-
ности дробленой руды ее подвергают сепарации. Если минераль-
ные агрегаты отличаются по плотности, наиболее эффективным
процессом является тяжелосредная сепарация. Для некоторых ви-
дов руд в качестве сепарационного процесса могут быть использо-
ваны крупнокусковая отсадка, грохочение (при склонности руды
к избирательному разрушению в процессе дезинтеграции) или ку-
сковая магнитная сепарация (при различии в магнитных свойствах
агрегатов).
В процессе сепарации, как правило, выделяют отвальную пу-
стую породу, но это не обязательно. Иногда оба продукта сепара-
ции могут поступать на дальнейшую переработку. Например, лег-
кая и тяжелая фракции при тяжелосредной сепарации норильской
руды поступают на дальнейшее обогащение в качестве руд само-
стоятельных технологических типов.
В свою очередь после сепарации в результате удаления в пу-
стую породу вредных минеральных примесей может исчезнуть не-
обходимость обогащать руду данного технологического типа по
отдельной схеме, и она может быть объединена и смешана с рудой
другого соответствующего технологического типа. Например, на
Тырныаузском месторождении скарнированные мраморы после
удаления в тяжелых суспензиях кальцита могут быть объединены
со скарнами.
Посортовое усреднение руд. Дробленая и отсепарированная ру-
да подвергается усреднению по отдельным технологическим типам,
в результате чего происходит сглаживание технологических разли-
чий между сортами. Усреднение можно производить в специальных
многослойных штабелях, усреднительных бункерах или галерейных
складах обогатительных фабрик.
Формирование рудных потоков для питания обогатительной фаб-
рики. Подготовленные рассмотренным выше образом технологиче-
ские типы руд могут оказаться несовместимыми в техноло-
гическом отношении, т. е. не допускающими какого-либо взаимного
смешивания. В этом случае их подают на обогатительную фабри-
ку отдельными потоками и перерабатывают на отдельных секциях,
23
как, например, на Жайремском горно-обогатительном комбинате..
Раздельное обогащение обеспечивает повышение извлечения метал-
лов на 15—20 % по сравнению с валовой переработкой.
Могут быть случаи, когда полученные при рудоподготовке тех-
нологические типы руд являются совместимыми в технологическом,
отношении, т. е. возможно их совместное обогащение, но при сме-
шивании в определенных пропорциях. Тогда из штабелей усредни-
тельного склада формируют единый поток рудной шихты, посту-
пающей на обогащение. Таким примером может служить схема ру-
доподготовки вольфрамового потока Тырныаузского месторожде-
ния, принятая в проекте реконструкции комбината.
Схемы рудоподготовки последнего типа более предпочтительны,,
что диктуется тенденциями развития обогатительного передела, для:
которого в последнее время в связи с повышением единичной мощ-
ности оборудования характерно построение схем с минимальным
числом технологических линий, а в пределе — с моносекционной,
компоновкой оборудования. При этом значительно сокращается ко-
личество обслуживаемых агрегатов и достигается максимальная
производительность труда.
Однако следует отметить, что формирование единого рудного
потока в результате рудоподготовки механическими методами воз-
можно лишь в отдельных случаях.
Система управления качеством руды и рудоподготовка на осно-
ве механических методов обладают также и рядом других недо-
статков:
обязательное условие для их применения — селективная добыча
руд различных технологических типов и их раздельное транспорти-
рование, что не всегда практически осуществимо из-за сложности
организации работ и их высокой стоимости;
технологические типы руд должны быть четко геометризованы
в пространстве, а их запасы должны составлять высокую долю от
общих запасов месторождения, что не всегда наблюдается на ме-
сторождениях сложного генезиса;
отбор проб и их химико-минералогический и технологический
анализы при опережающем технологическом опробовании очень
длительны и трудоемки;
механические методы сепарации, как уже отмечалось, не уни-
версальны и могут быть применены лишь при благоприятных осо-
бенностях вещественного состава руд;
усреднительные склады могут в основном работать в статиче-
ском режиме (без управления качеством усредняемых руд). Поэто-
му такие склады занимают большие площади и требуют накопле-
ния при формировании штабелей больших объемов руды, что не
всегда практически возможно при отставании подготовительных
горных работ.
Однако основной недостаток систем рудоподготовки механиче-
скими методами — информационная и методологическая разобщен-
ность отдельных операций. Каждая из них как объект управления
представляет собой обособленный контур, связанный лишь техно-
24
логически со смежными контурами. Так, опробование руд различ-
ных технологических типов ведут по химическому и минеральному
•составу, но в дальнейшем эту информацию уже не используют.
Сепарацию в тяжелых средах производят по фактору плотности.
Усреднение же осуществляют по статическому принципу — без уп-
равления качеством усредняемых потоков. Иными словами, си-
стема управления качеством не имеет сквозного информационного
стержня, в связи с чем ее трудно осуществить как комплексную.
1.5.	Система рудоподготовки на основе радиометрических
ли е годов
Для построения комплексной.системы управления качеством ру-
ды (КСУКР), свободной от указанных выше недостатков, необхо-
димо, чтобы все процессы рудоподготовки базировались на единой
информационной и методологической основе. Такой общей базой
.могут стать методы ядерно-физического опробования и радиометри-
ческие методы разделения.
На сегодняшний день именно такие методы обладают необходи-
мой универсальностью, быстродействием, исключением ручного тру-
да при опробовании, возможностью полной автоматизации и ком-
пьютеризации обработки результатов. Это позволяет обеспечить
оперативную геолого-технологическую оценку руд в недрах, непре-
рывное поступление информации о составе потока и единичных
кусков дезинтегрированной горной массы для отделения пустой по-
роды, осуществления процесса ее разделения как на технологиче-
ские типы, так и на отдельные минеральные агрегаты и, наконец,
для придания необходимой динамичности процессам усреднения и
•формирования потока рудной шихты.
Радиометрические методы основаны на процессах взаимодей-
ствия различного вида излучений с минеральным веществом.
Спектр этих взаимодействий достаточно широк, чтобы для любого
вида руды выбрать наиболее приемлемый метод (рис. 1.3).
Информацию о качестве минерального вещества в недрах по
химическому, минеральному составу и технологическим свойствам,
полученную в результате ядерно-физического опробования, можно
использовать не только для оперативного управления качеством
руд, но и в системе управления технологическими процессами обо-
гащения, связывая таким образом рудоподготовку и обогащение в
единый процесс — концентрирование на уровне рудных тел, мине-
ральных агрегатов и минералов.
Последовательность операций рудоподготовки, основанных на
радиометрических методах, как правило, выглядит следующим об-
разом.
Ядерно-физическое опробование руды в недрах. Уточнение гра-
ниц рудных тел, распознавание среди них технологических типов
руд и технологических сортов при подготовке блока к отработке
могут быть осуществлены по данным ядерно-физического опробо-
25
И 3 л	У Ч	Е Н	И Е		
Нейтронное и гамма	Рентге- новское	Ультрафи- олетовое	Видимый свет	Инфра- красное	Радиоволны
ю“12	10“3	80	400	750	50 000 X, нм.
Метод предварительной концентрации (область применения)
Нейтрон-
нейтронный
(Hq, В, Li, R)
Фотонейтронный
(гамма-нейтронный)
(Be)
Люминесцентный Термоэлектрический
(W, U, CaF2, (Ti губчатый, асбест),
алмазы)
Рис. 1.3. Спектр взаимодействия различных видов излучения с минеральным
веществом при радиометрических методах рудоподготовки
вания. При этом в процессе бурения разведочных скважин можно
оценивать и физико-механические свойства горных пород.
Все это по сравнению с опережающим технологическим опробо-
ванием может быть осуществлено без отбора технологических
проб, их трудоемкого длительного анализа и проведения испыта-
ний на обогатимость. Кроме того, весь комплекс полученных дан-
ных сразу же может быть заложен в память ЭВМ для последую-
щего автоматизированного управления процессами рудоподготовки
и обогащения.
Взрывная отбойка в руднике или карьере подготовленного к от-
работке участка должна осуществляться не только в целях отде-
ления руды от массива. Неотъемлемыми функциями этой операции
при оперативном управлении качеством руды является получение'
горной массы заданного гранулометрического состава с определен-
ными прочностными свойствами, что осуществляется регулировани-
ем массы взрывных веществ (ВВ) в зависимости от неоднородно-
сти физико-механических свойств горных пород и применением спо-
собов взрывания, направленных на разупрочнение пород.
Взрывная отбойка в этих условиях не только выступает в виде-
операции горных работ, но и является стадией взрывного дробле-
ния. I стадия механического дробления, выносимая на рудник или
в карьер, в сочетании со взрывной отбойкой помогает реализовать
эти функции.
Распознавание технологических типов руд и пустой породы осу-
ществляется радиометрическими методами при транспортировании-
26
б
Рис. 1.4. Различные способы радиометрического разделения:
— крупнопорционная сортировка; б — мелкопорционная сортировка; в — покусковая сепа-
.рация
добытой горной массы в емкостях (вагонах, вагонетках, самосва-
лах) или в потоке на конвейере при циклично-поточной или поточ-
ной системах горных работ.
При этом нет необходимости раздельного транспортирования
руд различных технологических типов, необходимо лишь, чтобы
они не смешивались при транспортировании.
Собственно операция сортировки обеспечивает на основе инфор-
мации, полученной радиометрическими методами, выделение из по-
тока пустопородной части и разделение оставшейся части по тех-
нологическим сортам на отдельные потоки. Поскольку это связано
с изменением маршрутов транспортных средств при транспорти-
ровании в емкостях или с перегрузками при конвейерной системе
транспорта, сортировку целесообразно осуществлять на рудосорти-
ровочной станции (РСС).
Сортировку может осуществлять крупными порциями в емко-
стях (крупнопорционная сортировка) или более мелкими порция-
ми в тонком слое, если применяются конвейеры (мелкопорционная
сортировка). Более перспективна мелкопорционная сортировка, со-
ответствующая прогрессивному характеру циклично-поточной и по-
точной технологии горных работ (рис. 1.4).
Дезинтеграция рудной массы в целях раскрытия минеральных
агрегатов осуществляется во II стадии дробления. При наличии
глины одновременно производится промывка руды. Это необходимо
по трем причинам: наличие глинистых примесей затрудняет даль-
нейшую транспортировку руды; глинистые минералы являются, как
правило, вредной примесью при обогащении, и, наконец, глинистые
минералы затрудняют сепарацию минеральных агрегатов.
Сепарация минеральных агрегатов осуществляется также ра-
диометрическим методом в покусковом режиме (см. рис. 1.4,в).
Ей должна предшествовать операция грохочения для выделения
необходимых классов крупности, поступающих на сепарацию, и
27
Рис. 1.5. Принципиальные схемы рудоподготовки на основе радиометрических
методов:
/ — забойный экскаватор; 2 — самоходный дробильно-перегрузочный агрегат; 3 — забойный
конвейер; 4—магистральный конвейер; 5 — отвалообразователь; 6 — отвальный конвейер;
7 — перегрузочный узел; 8 — корпус приводных станций; 9 — рудосортировочная станция-
70 — усреднительные склады
несепарируемой рудной мелочи, которая, как правило, обогащена
полезными компонентами вследствие эффекта избирательного дро-
бления.
Все операции сортировки, вторичного дробления, грохочения,
промывки и сепарации целесообразно размещать в едином ком-
плексе, который в этом случае получает наименование рудопод-
готовительный комплекс.
Усреднение и складирование руды выделенных технологических
типов производят в отдельных накопительно-усреднительных скла-
дах. Имеющаяся информация о составе сырья, движущегося в по-
токе, позволяет принципиально по-новому подойти к его формиро-
ванию— не в статическом, а в динамическом режиме — и, следова-
тельно, значительно уменьшить необходимую с точки зрения про-
цесса усреднения вместимость складов. При этом следует выпол-
нять лишь условие бесперебойного обеспечения сырьем обогати-
тельной фабрики независимо от режима работы горного цеха.
Из усреднительных складов производится шихтовка партий то-
варной руды, отгружаемой непосредственно на химико-металлурги-
ческую переработку, или формирование потока рудной шихты,,
являющейся питанием обогатительной фабрики. Принципиальная
схема рудоподготовки на основе радиометрических методов при-
ведена на рис. 1.5.
Формирование единого потока шихты в процессе рудоподготовки
из технологически несовместимых типов руд требует принципиаль-
но иного подхода при обогащении руд — применения гибких ком-
бинированных схем.
28
Стратегия обогащения по гибким комбинированным схемам на-
правлена на обеспечение эффективной переработки запасов место-
рождения с максимальным комплексным использованием недр.
В этом случае технология обогащения при проектировании обога-
тительной фабрики ориентируется на переработку всех технологи-
ческих типов руд, имеющихся в недрах, в том числе и руд, перера-
ботка которых возможна только с помощью химико-металлургиче-
ских методов.
Понятно, что невозможно рассчитывать на равномерную по вре-
мени подачу различных типов руд, поскольку качественные пока-
затели руды существенно изменяются по временным периодам:
(квартал, год). Однако для гибких комбинированных схем это и
не требуется. Важно лишь, чтобы качественные показатели руды
были прогнозируемыми. Изменения качества руды в соответствую-
щих периодах ее переработки компенсирует гибкая комбинирован-
ная схема обогащения.
Под понятием «гибкая комбинированная схема обогащения»
подразумевают так спроектированную технологическую схему, что-
бы в ней были предусмотрены все необходимые процессы обогаще-
ния (как правило, они представляют собой комбинацию физиче-
ских, физико-химических и химических методов обогащения) f
которые могут понадобиться для комплексной переработки техно-
логических типов руд, залегающих на всех горизонтах разрабаты-
ваемого месторождения. Схема блочного типа дает возможность
гибкого подключения соответствующего блока процессов по мере
необходимости для достижения максимального экономически рен-
табельного извлечения компонентов. Технология предусматривает
необходимые резервы (мощности измельчительного отделения,,
фронт разделительных операций, набор реагентов), позволяющие
корректировать режимные параметры процесса при изменении со-
ответствующих параметров качества руды.
В соответствии с такой постановкой задачи рудоподготовки зна-
чительно расширяются.
Под рудоподготовкой на современном этапе развития горной
промышленности необходимо понимать комплекс операций, охва-
тывающих все технологические процессы после вскрытия место-
рождения, проведения и крепления горных выработок и до ра-
скрытия минералов при измельчении в обогатительном переделе,
обеспечивающих получение из горной массы товарной руды для
прямой химико-металлургической переработки или кондиционной
руды для обогащения.
Следует обратить внимание на то, что все рассмотренные вы-
ше операции рудоподготовки фактически осуществляются с по-
мощью следующих четырех методов:
распознавания, к какому из технологических типов и сортов
руды (или к пустой породе) относится данный извлекаемый из недр
объем минерального вещества по принятой на основе геолого-тех-
нологического картирования классификации;
29
дезинтеграции этого объема минерального вещества на куски,
размеры которых соответствуют не только условиям их транспор-
тирования от места добычи, но и требованиям достаточно полного
раскрытия минеральных агрегатов, из которых состоит монолитная
горная порода, а также особенностям технологии измельчения, при-
нятой на обогатительной фабрике;
разделения кусков или их порций на отдельные потоки, отли-
чающиеся по технологическим свойствам;
усреднения качественных показателей рудных потоков внутри
технологических типов руд и их шихтовки в целях формирования
потока или отдельных партий кондиционной руды для питания обо-
гатительной фабрики или для отгрузки потребителю в качестве то-
варной продукции.
Необходимо отметить, что рудоподготовка на основе радиоме-
трических методов наиболее эффективна лишь в тех случаях, когда
она реализуется в виде комплексной системы.
В настоящее время вследствие отсутствия серийного производ-
ства средств рудоподготовки, надлежащей подготовки специалистов
и проектирования наблюдается практика использования на пред-
приятиях лишь отдельных методов рудоподготовки в зависимости
от условий, которые созданы на конкретном объекте. Это дает
определенные результаты, но с частичным эффектом. Необходима
перестройка всей структуры горнодобывающего производства, си-
стемы подготовки кадров, выпуска оборудования и подготовки
нормативной документации, чтобы рудоподготовка — новое направ-
ление в горном деле — дала максимальный эффект.
2 КЛАССИФИКАЦИЯ И
РАСПОЗНАВАНИЕ ТИПОВ РУД
2.1.	Общие сведения
Решение вопросов, рассматриваемых в настоящей главе, необ-
ходимо для создания информационной основы схем рудоподго-
товки.
Анализ результатов обогащения руд различных месторождений
показал, что выбор технологической схемы их переработки и ус-
пешность ее применения во многом зависят от минерального и хи-
мического состава руд, их текстурно-структурных особенностей и:
физико-механических свойств. Так, измельчаемость руд и их фло-
тируемость определяются главным образом минеральным составом;
степень раскрытия рудных зерен связана с их размерами, харак-
тером срастаний и т. д.
В большинстве случаев извлечение металла из руд слабо зави-
сит от его содержания в них и является функцией многих перемен-
ных, в качестве которых выступают геолого-минералогические фак-
торы: показатели качества руды (минеральный и химический со-
став, текстурно-структурные особенности), пространственное-
положение по отношению к границам напластования, разрывным;
нарушениям, интрузивным массивам и т. д. Такие зависимости вы-
ражаются общей формулой
(p=F(xi, х2,..., хп)+д,
где <р — показатель переработки руды (например, извлечение ме-
талла в концентрат); F — закономерная изменчивость (зависи-
мость) показателя от значений геологических факторов Xi, х2, .. .г
хп', 6 — случайная изменчивость этого показателя.
Закономерная изменчивость F (хь х2, ..., хп) позволяет прогно-
зировать показатель <р с погрешностью 6. Значения геологических
факторов х могут выражаться числом (например, содержание ком-
понента или минерала в руде, доля типа руды в блоке, расстояние-
до рудоконтролирующего контакта и т. д.) или логическими выска-
зываниями типа «да — нет» (текстура и структура руды, присут-
ствие или отсутствие минерала и т. д.).
Определение технологических показателей на основе геологиче-
ских закономерностей, в частном случае по показателям качества
руды, использует простые и множественные, линейные и нелиней-
ные зависимости между ними, выраженные аналитически. Наибо-
лее удобны линейные зависимости, характеризуемые уравнением
регрессии
<Рр = ф-|-7?1 —г~ (xi—xi) + ... ~FRn ~~ (хп—хп),
°1	стл
где фр, <р и — соответственно расчетное, среднее значение прог-
зт
яозируемого технологического показателя и его среднее квадрати-
ческое отклонение; /?1,..Rn — коэффициенты регрессии; Xi,..хп,
Xi,..хп, tn,..Оп — соответственно фактические, средние значе-
ния определяемых показателей качества и их средние квадратиче-
ские отклонения.
Для одного геологического фактора уравнение регрессии при-
обретает вид
!<рР = (р + г(Х1—Х1)(Гс7О1,
где г — коэффициент парной корреляции между показателями ка-
чества и переработки.
Погрешность уравнений, выражающих связь между показате-
лями переработки и геологическими факторами, оценивают срав-
нением расчетных <рр й фактических фф значений: ‘
(1 П \о,5
— V В2 )	; б = фр—фф,
« /=1 /
где о — средняя квадратическая случайная погрешность определе-
ния.
Несмотря на многообразие геолого-минералогических факторов,
влияющих на результаты обогащения, они могут быть объединены
в группы факторов, характеризующих: типоморфные свойства глав-
ных рудных минералов (цвет, форма и размеры кристаллов, при-
сутствие ' элементов-примесей, число генераций и модификаций
и т. д.); особенности парагенетических ассоциаций минералов; тек-
стуры и структуры руд; физико-механические и физические свой-
ства руд.
Относительное влияние факторов каждой группы на техноло-
гические показатели меняется в зависимости от генетического типа
месторождения и принятой технологической схемы (см. табл. 1.1).
2.2.	Природные типы руд
Месторождениям цветных металлов вследствие особенностей их
«образования присуща постоянная гетерогенность строения: от из-
менчивости пространственного распределения горных пород, руд, их
свойств в пределах разных участков, тел и блоков до зональности
•отдельных кристаллов. Процесс обогащения руд, цель которого —
.максимальное разделение минералов, широко использует контраст-
ность свойств руд и рудовмещающих пород, рудных и нерудных
минералов и т. д. Поэтому необходимо разделять руды таким обра-
зом, чтобы каждая выделенная классификационная единица харак-
теризовалась устойчивыми геолого-минералогическими особенно-
стями. Такими единицами являются природные типы руд, которые
в разное время и с разными целями выделяли и оценивали
В. 3. Блисковский, Ю. Г. Грекулова, Н. В. Иванов, О. П. Иванов,
Г. А. Коц, Ю. С. Кушнаренко, В. И. Луценко, В. И. -Матиас,
Г: Н. Машёвский, Г. А. Мйтенков, Б. И. Пирогов, Г. С. ПорЪтов,
32
Б. Б. Походзей, Н. Н. Слуцкий, С. Ф. Чернопятов и многие другие.
Все они определяли природные типы как парагенетические ассоциа-
ции минералов, образовавшиеся в определенных генетических ус-
ловиях, занимающие значительный объем в пространстве и легко
увязывающиеся на геологических картах и разрезах.
Классификация должна быть основана на устойчивых и легко
определяемых признаках, совокупность которых давала бы возмож-
ность прогнозировать поведение руд при их обогащении. Такие
признаки должны четко различаться макроскопически (цвет, тек-
стура, часто — минеральный состав) или легко и быстро опреде-
ляться инструментальными методами (наличие модификаций одно-
го и того же минерала, содержание определенных компонентов,
магнитные и электрические свойства руд и т. д.).
Распознавание конкретных типов руд в коренном залегании дает
возможность регулировать их качество путем составления опти-
мального плана отработки месторождения, а также формирования
шихты со свойствами, обеспечивающими наилучшие технологиче-
ские показатели.
Определение типов руд или их доли в смесях, поступающих на
фабрику в определенный момент, имеет большое значение для опе-
ративного определения оптимальной глубины обогащения на от-
дельных стадиях переработки в условиях непрерывного изменения
состава и свойств руд и для решения проблемы автоматического
управления процессами рудоподготовки и обогащения, так как по-
зволяет своевременно перестраивать модели управления, выявлять
новые оптимальные связи между показателями качества и пере-
работки, а также между контурами управления.
Природные типы руд выделяют при геологическом картирова-
нии параметров вещественного состава и физических свойств руд,
заключающемся в изучении и геометризации руд различного каче-
ства (по химическому и минеральному составу, текстурно-струк-
турным особенностям, физическим свойствам и т. д.), начиная с
отдельных разведочных пересечений и кончая геологическими пла-
нами и разрезами. При геометризации природных типов руд оце-
нивают их статистическое соотношение в отдельных рудных телах
или в блоках подсчета запасов.
В настоящее время, когда эксплуатационную разведку осуще-
ствляют с использованием бескернового бурения, визуальное вы-
деление типов руд по шламу буровых скважин становится трудным,
а нередко (в условиях плохой обнаженности) невозможным. В свя-
зи с этим резко возрастает роль специальных статистических ме-
тодов, позволяющих производить типизацию на основе экспрессно
определяемых показателей качества, являющихся, как и минералы,
следствием условий образования и поэтому позволяющих характе-
ризовать минеральный состав руд.
В связи с тем что конечная цель классификации — управление
качеством руды, а степень влияния каждого показателя качества
далеко не всегда зависит от количественного выражения этого по-
3 Зак. 283	33
казателя (например, ничтожные содержания талька полностью на-
рушают процесс флотации молибденита, а большое содержание по-
левых шпатов практически на него не влияет), для руд, впервые
изучаемых, сумма содержаний компонентов, определяемых хими-
ческим анализом, и сумма содержаний минералов должны состав-
лять по 100 %.
Следующий после геометризации и характеристики природных
типов руд этап работ — технологическое картирование на основе
исследования обогатимости. На данном этапе отбирают пробы по
природным типам руд, производят их технологические испытания
различными методами и способами обогащения, выявляют зависи-
мости между различными параметрами вещественного состава и
показателями обогащения и выделяют технологические типы руд.
Если оптимальные технологические показатели при обогащении
руды всех природных типов достигаются при одной и той же схеме,
то их объединяют в один технологический тип.
Руды выделенных технологических типов различаются по веще-
ственному составу и соответственно по набору отрицательно вли-
яющих на технологические показатели обогащения минералов. По-
этому составление из них шихты (а также усреднение по полезным
компонентам без учета особенностей каждого технологического1
типа) приводит к большим сложностям в управлении технологиче-
ским процессом, так как в смесь попадают минералы, требующие
для успешного отделения совершенно разных методов (например,
в шихте, состоящей из скарнированных мраморов и биотитовых
роговиков, появляется смесь кальцита и биотита, а при одновре-
менной переработке известковых и магнезиальных скарнов — смесь
кальцита и талька и т. д.).
Так, анализ характеристик точности семи типов моделей, по-
строенных для исследования связи между содержанием WO3 в ру-
дах Тырныаузского месторождения и извлечением вольфрама в
концентрат, показал, что эти модели достаточно надежны только
для руд в плагиогранит-порфирах и фланговых телах (табл. 2.1).
В остальных рудных телах и для месторождения в целом коэффи-
циент детерминации ниже предела значимости, а на извлечение
влияет целый комплекс других характеристик руды, изменяющихся
по значимости для разных типов руд (табл. 2.2). Поэтому исполь-
зование однофакторных зависимостей показателей обогащения от
содержания полезного компонента недостаточно для надежного
прогноза результатов обогащения. Следовательно, нельзя добиться
их повышения путем усреднения только этого содержания.
Совместная переработка разных типов сплошных руд Талнах-
ского месторождения и усреднение в них содержаний никеля и
меди только ухудшили технологические показатели, так как оказа-
лось невозможным контролировать при этом соотношение различ-
ных модификаций пирротина (гексагональный и моноклинный в
пирротиновых рудах, троилит — в кубанитовых), пентландита
(пентландит II преимущественно в пирротиновых рудах, пентлан-
дит I — в халькопиритовых) и медных минералов (халькопирита,
34
Таблица 2.1
Зависимость извлечения вольфрама в концентрат от содержания WO3 в рудах
Тырныаузского месторождения
•Зависимость	Параметр	Рудное			тело		
		Сле- пая залежь	Северо- западный фланг	Юго- запад- ный фланг	Скарн 26	Амфи- боло- вые рого- вики	Плагио- гранит- порфиры
у—а + Ьх	R2	0,21	0,45	0,31	0,40	0,44	0,66
	'Пост	4,9	7,5	11,3	2,6	7,9	7,28
	а	84,8	72,4	66,4	84,0	58,5	57,2
	Ь	3,3	34,8	20,4	13,7	209,0	242,8
у = аеЬх	R2	0,20	0,44	0,3	0,40	0,20	0,63
	/(Тост	0,06	0,1	0,2	0,03	0,10	0,11
	а	84,6	71,9	65,3	84,1	59,3	57,2
	Ь	0,04	0,5	0,3	0,2	2,9	3,5
у = ах	R2	0,31	0,69	0,62	0,42	0,42	0,86
	Пост	0,05	0,07	0,10	0,03	0,10	0,07
	а	89,4	99,5	87,6	94,8	133,4	140,7
	Ь	0,02	0,1	0,1	0,06	0,2	0,2
b У = а+ —	R2	0,17	0,89	0,86	0.42	0,38	0,77
X	Пост	5,0	>3.4	5,1	2,6	8,4	5,95
	а	87,6	91,8	81,4	94,5	88,1	84,6
	Ь	—0,1	—1,6	-0,4	—1,7	—0,9	—0,5
у- 1	R2	0 19	0 42	0 29	0,40	0 35	0 59
а + Ьх		7-10-1	3-ю-3	З-10-з	з-ю-1	2-16-3	2-10-3
	а	0,02	1,4	0,02	0,02	0,02	0,02
	Ь	-5-10-1	6-ю-3	5-Ю-з	2-Ю-з	0,04	—0,05
у- х	R2	0,15	0 90	0 90	0,42	^0,31	0 88
а + Ьх		7-10-1	4-Ю-4	l-10-з	3-10-1	2-Ю-з	1-Ю"3
	а	1,8	з-ю-4	9-10-5	2-10-1	2-10-1	1-ю-4
	Ь	0,02	0,02	0,01	0,02	0,01	0,01
y = a+b In х	R2	0,32	0,70	0,70	0,43	0,46	0,85
	Пост	4,5	5,6	7,5	2,6	7,9	4,9
	а	89,4	96,9	86,1	94,6	117,6	117,7
	Ь	2,1	9,7	6,4	5,2	16,3	15,3
Примечания. 1. Для всего месторождения, скарнов и мраморов R2 не превы-
шает 0,07. 2. R2 — коэффициент детерминации, о0СТ — стандартная погрешность регрессии,
а и b —- коэффициенты уравнения.
35
Таблица 2.2
Зависимости между показателями качества и переработки руд Тырныаузского месторождения (по шеелитовому циклу)
Рудное тело	Характеристика рудного тела	Уравнение регрессии	Остаточ- ная дисперсия	Коэффи- циент множест- венной корреля- ции
Северо-западный фланг	Межформ анион- ное	Р = 2,1WO3+З.бМооб + 209МоОк+0,1 СаО—3,7 е = 60,8WO3—38,6Мооб—353,9Моок—0,8СаО 4-106,7 8=0,006 (С аО/А12О3)2 +18,2а2ск—3,ЗСаО/А12О3+98,2	0,06 22,0 0,64	0,99 0,96 0,99
Слепая залежь	Межформацион- ное	р = 11,6WO3—67,ЗМоок—0,04Fe— 1,1 аск 4- 0,7 Р = 9,5WO3+4Моок—0,4Fe+6ап. р-Ь7,3осск 4-5,4Mook/WO3—4,1 8=2,6WO3—228,7MoOK+0,7Fe—19,6ац. Р+92,4а4-256,8MoOk/WO3+ 4-13,6	1,96 0,09 0,001	0,99 0,99 0,99
Скарн-26	Внутриформаци- онное	р = 1,1WO3—0,6CaF2—2,2MoOK/WO3 4- 0,6CaO/Al2O3 4- 4,2 8 = 17,6 WO3 4-1,1 CaF2 4- 61,2MoOK/WO3— 1,1 CaO/Al2O3 4- 80	0,18 1,32	0,99 0,98
Амфиболовые ро- говики	Штокверк	p=ll,6WO3—0,02MgO—0,13aa. «4-0,07 8= 170WO3—l,8MgO—3,4aa. д4-69,3	0,02 31,02	0,98 0,89
Все месторождение		p = 10,8WO3 4- 0„5Al2O3 4- 0,01 Fe—2,2K2O 4-1,8MoOK/WO3—2,8 8 = 9 WO3—0,5 A12O34-1,1 Fe 4- 0,1 КгО 4- 8,1 MoOK/WO3 4- 72,2	54,3 95,9	0,50 0,62
Примечание, [3 и g— соответственно содержание и извлечение WO3 в черновом шеелитовом концентрате; символами обозначены
содержания в руде соответствующих элементов и соединений (Мооб и Моок — соответственно общий и окисленный молибден); ап р, аа д и
аСк— доля в руде соответственно пироксеновых роговиков, амфиболизнроваиных диабазов и скарнов.
талнахита, моихукита, кубанита), обладающих разной окисляемо-
стью и флотируемостью.
Приведенные примеры подтверждают необходимость геометри-
зации типов руд в коренном залегании в целях их переработки на
разных технологических секциях.
В данной работе для классификации руд, получения объектив-
ных выводов относительно их петрохимической близости (разли-
чия) и возможности экспрессного распознавания по минимальному
набору легко определяемых показателей использован метод глав-
ных компонент (МГК), являющийся модификацией факторного
анализа.
С помощью МГК можно выделить наиболее существенные глав-
ные компоненты (факторы), оказывающие влияние на формиро-
вание облика изучаемой совокупности, и представить результаты
наблюдений в виде их проекции на плоскость, снизив при этом раз-
мерность пространства исходных признаков с минимальными иска-
жениями геометрической структуры совокупности наблюдений, что
облегчает решение задачи классификации.
На плоскости главные компоненты изображаются в виде осей,
а переменные — в виде векторов, которые при положительной кор-
реляции направлены одинаково. Наличие нескольких природных
типов руд выражается в виде ассоциаций точек в разных местах
плоскости, а векторы переменных показывают направление изме-
нения соответствующего признака. Для удобства интерпретации
признаки выносятся на ось, а в скобках около них обозначены про-
екции их векторов на данную компоненту. На каждом конце компо-
ненты изображены признаки, скоррелированные между собой по-
ложительно и отрицательно с признаками, группирующимися на
другом конце.
Кроме того, могут быть показаны разделяющие линии, получен-
ные в результате применения к выделенным группам руд линей-
ного классификатора, оптимального для не пересекающихся в каж-
дом классе пространства решений. Эти линии могут быть описаны
уравнениями вида y~a±bxi± ... ±пхп, где а, Ь, ..., /г —рассчи-
танные коэффициенты, a Xi,..., хп — значения признаков.
МГК относительно прост, и его можно применять для класси-
фикации руд в любых условиях (в коренном залегании, при тран-
спортировании, на обогатительной фабрике). Метод не является
новым [14], но для технологической оценки руд и оптимизации
процессов переработки он впервые применен В. М. Изоитко,
Г. Н. Машевским и Б. Б. Походзеем. С помощью разработанной
ими программы можно рассчитать корреляционную матрицу, сред-
ние арифметические и средние квадратические отклонения, соб-
ственные векторы компонент, значения главных компонент как ли-
нейную комбинацию исходных признаков и т. д.
Последовательность изучения руд с помощью МГК сводится к
следующему:
с помощью ЭВМ производят указанные выше вычисления;
37
исходную систему признаков проектируют на плоскость двух
любых главных компонент вектора исходных признаков;
компоненты рассматривают в соответствии с нагрузками исход-
ных признаков в целях выявления физического смысла изменения
их значений;
изучают совокупности точек (проб), представляющие собой ос-
новные типы руд или их характерные смеси, и выделяют основные
особенности этих совокупностей;
рассматривают возможность снижения размерности простран-
ства исходных признаков за счет выбора наиболее существенных
из них и отбрасывания остальных из числа сильно коррелирован-
ных между собой;
проводят классификацию по выбранным признакам в целях про-
верки стабильности выделенных ранее классифицированных единиц.
Задача классификации руд, характеризуемых одновременно
большим количеством признаков, решалась также с помощью ме-
тодов кластерного анализа. В Институте экономики и организации
производственного планирования (ИЭиОПП АН СССР) разработан
непараметрический алгоритм многомерной классификации «Рель-
еф», основанный на аппроксимации распределения вероятностей
некоторыми n-мерными гистограммами. При этом предполагается,
что при построении совместной плотности распределения ее вер-
шины будут соответствовать «центрам» групп, количество кото-
рых определяется числом максимумов функции плотности вероят-
ности.
При использовании «Рельефа» авторами прежде всего иссле-
довались статистические характеристики, гистограммы распреде-
ления и взаимосвязи (коэффициенты корреляции) признаков с
выбором среди них независимых (или слабозависимых) и обла-
дающих значительными вариациями. В качестве критерия разбие-
ния использовали средний по выделенным группам значений при-
знаков «дисперсионный критерий», значение которого оптимизи-
ровали с помощью алгоритма. Значение этого критерия умень-
шается на каждом шаге алгоритма, поэтому возможное конечное
число типов (таксонов, кластеров) должно быть заранее опреде-
лено геологом или технологом на основе их представления о мес-
торождении, цели классификации, важности и возможности экс-
прессного определения признака. Устойчивость классификации
оценивалась с помощью изменения свободного параметра алго-
ритма (n-параметр точности аппроксимации совместной плотности
распределения).
Для проверки надежности классификации руд месторождений
разных генетических типов были одновременно использованы оба
метода, сравнение результатов которых подтвердило их достаточ-
ную близость.
Для того чтобы в дальнейшем относить любую пробу к одно-
му из выделенных типов на основании определения в ней выбран-
ных признаков, предлагается аппарат распознавания образов на
38
основе-полученных разделяющих функций ф типа
ф = Sj diVi+po,
где Vi — признаки классификации; di — коэффициенты разделяю-
щей функции; ро — свободный член.
При этом точка с координатами может быть отнесена к со-
ответствующему классу в зависимости от signij?(±l). Примене-
ние алгоритма обучения вида
(N) [sign ф (N) —sign dN-iVN] vN
дает возможность корректировать коэффициенты с помощью обу-
чающей последовательности. Алгоритм минимизирует некоторую
меру уклонения, т. е. минимум несовпадений определения извест-
ной совокупности. Рассмотренный подход к типизации руд может
быть рекомендован для составления алгоритма распознавания ти-
пов перерабатываемого сырья в любой точке движения и пере-
работки руд, в том числе в системе автоматизированного управ-
ления технологическими процессами.
2.3.	Особенности классификации руд
Классификация руд обычно основана на геологических (струк-
турно-литологических) и минералогических признаках: составе
исходных (реликтовых) или вмещающих пород, минеральной фор-
ме локализации полезных компонентов, текстурно-структурных
особенностях руд. Выбор признаков классификации определяется
генетическими особенностями месторождения.
Так, ведущим признаком при классификации вкрапленных руд
обычно является состав оруденелых пород, для характеристики
которого используют результаты полных химических (силикат-
ных) анализов. Использование химического состава руд в каче-
стве основы классификации удобно еще потому, что распределе-
ние породообразующих оксидов обычно близко к нормальному,
что позволяет применять для обработки результатов анализов лю-
бой из методов математической статистики. Рассмотрим класси-
фикацию вкрапленных руд на ряде примеров.
Скарновые шеелитовые руды (месторождения Тыр-
ныаузское, Ингичкинское, Восток-2). Месторождения этого типа
находятся в пределах контактово-метаморфизованных толщ терри-
генно-, вулканогенно-осадочных и частично изверженных пород
палеозойского возраста, местами испытавших интенсивные склад-
чатые и разрывные деформации. Образование руд связано с на-
ложением кварц-полевошпатовых с пироксеном и иногда амфибо-
лом (Тырныаузское), кварц-серицитовых (с уралитом) метасома-
титов (Ингичкинское) или грейзенов (Восток-2) на известковые
скарны в присутствии интрузивов среднего состава и умеренных
глубин. В связи с большим разнообразием минерального состава
различают несколько рудных фаций: шеелитовые, молибден-шее-
39
Таблица 2.3
Классификация руд скарновых молибден-вольфрамовых месторождений
Группа	Природный тип		Техноло- гический тип
	Тырныаузское месторождение	Ингичкинское месторождение	
А. Карбонатная	1. Шеелитовые руды в скарнированных мрамо- рах (иногда с молибде- нитом)	8. Шеелитовые руды в скарнированных мрамо- рах	I
Б. Карбонатно- алюмосиликат- ная	2. Шеелитовые, шеелит- молибденитовые и мо- либденитовые руды в ме- тасоматически изменен- ных скарнах (скарновые)	9. Шеелитовые руды в измененных пироксено- вых и гранат-пироксено- вых скарнах (скарновые) 10. Шеелитовые руды в апоскарновых амфибол- кварц-кальцитовых поро- дах	II
В. Алюмосиликат- ная	3.	Молибденитовые и мо- либдошеелитовые руды в пироксен-плагиоклазо- вых роговиках 4.	Молибденитовые и шеелитовые руды в био- титовых роговиках 5.	Молибденитовые руды в измененных гранитои- дах 6.	Шеелитовые молибдо- шеелитовые руды в ам- фиболизированных пла- гиогранитах и диабазах	11. Шеелитовые руды в скарнированных лампро- фирах 12. Шеелитовые руды в скарнированных грани- тоидах	II
	7. Молибденитовые руды в измененных гипербази- тах		III
13. Измененные и раздробленные руды всех природных типов вбли- зи тектонических зон			IV
литовые и шеелит-сульфидные, которые могут слагать полностью
месторождения или их отдельные участки.
Наиболее крупные рудные тела приурочены к метасоматиче-
ским зонам и по характеру залегания, форме и строению делятся
на межформационные (контактовые) скарново-рудные залежи на
контакте мраморов с биотитовыми роговиками и гранитоида-
ми; внутриформационные, связанные с прослоями мраморов среди
роговиков и наоборот; секущие, приуроченные к дайкам и апофи-
зам магматических пород и тектоническим нарушениям среди
43
Т а бл и ц a 2.4
Минеральный состав шеелитовых руд, %
	А		Б			в			
Минерал	1	8	2	9	10	3	4	п	12
Пироксен	11,0	4,0	36,6	65,6	13,2	43,1	4,0	19,6	36,6
Гранат	9,7	—	29,6	16,8	9,0	4,0	—	<—	—
Амфибол	—	4,5	1,7	3,1	8,9	0,5	0,3	31,7	2,8
Волластонит, везу- виан	17,7			1 ,з	0,1			0,4	—		—
Кальцит	59,2	5,0	4,2	3,9	16,0	0,5	—	0,2	2,5
Флюорит	—	—	2,9	0,1	0,01	0,5	0,01	—	—
Полевые шпаты	0,8	—	0,9	—	—	39,2	36,0	26,7	54,5
Кварц	1,3	2,0	6,0	7,8	44,9	10,0	28,2	9,2	2,8
Биотит	—	—	—	—	—	1,4	27,2	1,3	0,7
Хлорит, серпентин	—	1,6	12,9	1,7	6,7	0,1	0,2	—	—
Мусковит, серицит	—	2,9	—	0,5	—	—	0,2	10,2	0,4
Лимонит, монтмо- риллонит	—	—	0,1	0,1	—	0,4	2,8	—		
Сфен, апатит	0,01	0,05	0,2	0,1	0,02	0,5	1,0	1,1	0,2
Сульфиды	0,3	—	1,9	0,4	1,1	0,4	0,3	—	—
Примечание. Группы А, Б, В и тип 1—12 — см. в табл. 2.3.
мраморов; рудные штокверки, связанные с линейно выдержанны-
ми и площадными зонами трещиноватости в отмеченных выше
рудных телах.
По составу исходных (реликтовых) или вмещающих пород,
минеральной форме локализации главных полезных компонентов
и текстуро-структурным особенностям выделяют три группы руд:
карбонатную, алюмосиликатную и промежуточную. Группы руд,
в свою очередь, делят на типы (табл. 2.3, 2.4).
Замещаемые горные породы, а следовательно, и руды разных
типов значительно различаются по вещественному составу, деталь-
ные исследования которого показали следующее:
состав природных типов близок к составу контактово-метамор-
фических и метасоматических пород;
основное различие в природных типах состоит в изменении со-
держания кальцита и алюмосиликатов (а следовательно, кальция
и кремния);
вещественный состав и физико-механические свойства руд из-
меняются в зависимости от их положения в пространстве, мета-
соматической колонке и рудном теле (табл. 2.5), хотя основные
ассоциации и соотношение в них минералов сохраняются: 1) на
Тырныаузском месторождении — шеелит, молибдошеелит, поздние
гранат и пироксен с подчиненным количеством кварца, андезина,
волластонита и апатита; 2) на Ингичкинском месторождении —
шеелит с геденбергитом и подчиненным количеством гроссуляра,
41
Таблица 2.5
Минеральный и химический состав молибден-йольфрамовйх руд Тырныаузского месторождения, %
Состав	1				2					3		4	
	СЗФ	ЮЗФ	сзс	сз	СЗФ	ЮЗФ	сзс	СК-26	СЗ	СЗФ	Ск-26	ЮЗФ	СЗС
Минеральный: Пироксен	8	8	14	41	7	48	11	58,2	15	64	47,5	1	5
Гранат	3,5	6	15	33	14	35	49,5	18,5	4	10	1		
Амфибол	—	.—	-—	—	—.	—	—	—	2					0,3
Эпидот	—	—	—	8	—	—	—	1,8	^1. —						
Волластонит	0,3	2	20,3	—	—,.	2	—												
Везувиан	0,2	2	13,4	—		4	2,5	—								
Кварц	2,5	2	0,3	5	7	10	—	8,7	20	8	6	34	26,3
Плагиоклаз	—	—-	1,7	2	—	1	——	1,3	55	17	42,5	33	39
Биотит	—	—	-	—	—			—	2,5	1	1	30	26,4
Хлорит	—	—	—	8	50	——	22,5	—	——	—		—-		
Шеелит	1,1	0,4	1,2	3	4	2	1,4	5,5	0,2	5,5	4	0,2	0,7
Молибденит	0,2	0,7	0,7	0,7	0,8	1,3	1,0	0,7	0,5	1,5	0,5	1,7	1,2
Химический: SiO2	9,1	14	40,8	43,9	31,7	46,4	44	49,9	59,9	50,4	53,5	64,8	59,4
ТЮЯ (усл. ед.)	0,04	0,08	0,26	0,35	0,04	0,29	0,39	0,13	0,81	0,23	0,38	0,59	0,77
А12О3 (усл. ед).	1,1	2,2	5,8	13,2	2	6,8	10	3,8	18,3	5,7	7,6	15	18,2
Feoe щ	2,2	1,8	4,1	7,2	21,6	7	7,8	13	2,8	10,9	10,7	3,6	4
МпО	0,2	0,2	0,5	0,1	11  -	—	0,9	—	—.						0,2
MgO	1,4	0,6	1,9	1,9	1,1	2,6	2,7	1,2	1,6	1,9	2,6	2,3	1,9
СаО	46,3	47,2	35,1	20,1	26	23,8	22,9	20	12	21	17,6	5,2	11
К2О	0,29	0,1	0,11	0,1	—	—	0,98	—	0,31							3,8
Na2O	0,1	0,1	0,1	0,1	——	—	1	—	1,9				-		2,7
СаСО3	80,8	75	36,8	4,1	15,5	9,7	8,3	3,4	1,8	5,4	2,9	П.4	5,1
CaF2	1	0,9	5,4	1,8	2,7	5,3	5,3	3,8	0,5	2,6	2,2	1	1,9
WO3 (усл. ед.)	0,9	0,3	1	2,4	3,2	1,6	1,1	4,4	0,2	4,4	3,2	0,2	0,6
Мообщ (усл. ед.)	0,1	0,4	0,4 Г ’	0,4	0,5	0,8	0,6	0,4	0,3	0,9	0,3	1	0,7
Таблица 2.6
Статистические характеристики показателей качества и переработки шеелитовых
руд Тырныаузского месторождения
Показатель	Значение показателя, %			Дис- пер- сия, %	Среднее квадра- тическое отклоне- ние, %	Кри- терий Пир- сона	Коэф- фици- ент вариа- ции, %	Асим- метрия	Эксцесс
	сред- нее	мини- маль- ное	макси- маль- ное						
Содержание в руде: SiO2	50,9	8,1	75,8	187,6	13,7	4,42	27	-1,10	2,0
TiO2 (усл. ед.)	0,4	0,1	0,9	0,004	0,2	4,10	57	0,42	-0,32
А12О3 (усл. ед.)	9,1	1,0	19,2	19,9	4,5	4,22	49	0,09	—0,68
F Соб щ	7,0	1,3	21,6	14,2	3,8	4,10	53	1,27	2,49
МпО	0,4	0,1	1,1	0,1	0,3	3,80	76	0,41	-1,17
MgO	2,3	0,1	11,5	2,7	1,6	3,95	72	3,46	16,7
СаО	21,6	4,2	47,2	85,7	9,3	4,34	43	0,81	1,34
СаСОз	12,9	0,7	82,4	366	19,1	3,63	148	2,45	5,44
CaF2	2,4	0	12,7	7,2	2,7	3,66	111	2,10	4,60
к2о	0,9	0,1	4,0	0,8	0,9	3,66	103	1,89	3,88
Na2O	1,5	0,1	3,8	1,6	1,2	3,62	84	0,53	—1,23
WO3 (усл. ед.)	0,22	0,01	2,0	0,1	0,3	3,08	140	3,73	17,28
Мообщ (усл. ед.)	0,04	0	0,2	0	0,04	3,75	89	0,99	0,76
Моок (усл. ед.)	0,01	0	0,7	0	0,02	3,40	128	1,79	2,81
Содержание WO3 в концентрате	1,9	0,03	18,9	9,8	3,1	3,02	164	3,38	14,09
Извлечение WO3 в концентрат	78,3	32,2	92	139	11,8	3,95 1	15	-1,51	2,86
диопсида, уралита, кварца, мусковита и позднего кальцита; 3) на
месторождении Восток-2 — шеелит, сульфиды (пирротин, халько-
пирит, арсенопирит, галенит, сфалерит, пирит и др.), пироксен,
плагиоклаз, куммингтонит, гранат, волластонит, везувиан, кварц
и слюды.
Руды разных типов неодинаковы по свойствам. Так, для руд
в скарнах прочность при сжатии составляет 34—40 кПа, при рас-
тяжении 1,7—3 кПа, коэффициент крепости по шкале М. М. Про-
тодьяконова 16—18, а для руд в скарнированных мраморах эти
показатели составляют соответственно 6—7,5, примерно 0,3 кПа и
8—10 кПа. Поэтому для их смеси трудно подобрать режим дроб-
ления: первые измельчаются с трудом, а вторые легко, что вызы-
вает их избирательное истирание.
Перед классификацией руд исследовали особенности распре-
деления всех характеризующих их признаков. Статистические
характеристики признаков приведены в табл. 2.6, из которой вид-
но, что распределение породообразующих оксидов близко к нор-
мальному, а коэффициент их вариации изменяется очень сильно.
Следовательно, уже предварительный анализ статистических ха-
рактеристик выборки позволяет выдвинуть гипотезу о существен-
ной неоднородности совокупности проб руды и обоснованно их
классифицировать — выделять однородные совокупности.
43
Корреляционная матрица
Компонент	SiO2	тю2	А12Оа	^еобщ	МпО	MgO	СаО	
SiO2 TiO2 Al2Og Fво б щ МпО MgO СаО КгО Na20 Р2О5 СаСОз> CaF2 WO3. Моьв МОок	1	0,60	0,75	0,38	—0,19	0,48	—0,92	
		0,31 1	0,59 0,96	—0,08 —0,08	—0,29 —0,15	—0,11 0,35	—0,94 —0,70 —0,40 —0,79 —0,74 —0,36 0,13 0,25 0,25 —0,51 0,12 1 *	
			0,38 1	—0,08 —0,04 —0,44 1	—0,22 —0,23 —0,32 0,49 0,72 1	0,11 0,40 —0,25 0,05 0,02 —0,23 —0,05 1		
Примечание.
В числителе данные по Тырныаузскому
месторождению, в знаме
ной вероятности 95 %).
44;
Таблица 2.7
	К2О	Na2O	P2OS	СаСО3	CaF2	wo3	Мооб	Моок
	0,48	0,75	0,35	—0,92	—0,16	0,11	—0,04	0,13
	0,60	0,59	—0,05	—	—	0,05	—	—
	0,81	0,67	—0,06	—0,65	0,00	—0,23	0,14	—0,18
	0,30	0,22	0,18	—	—	—0,08	—	—
	0,85	0,77	0,06	—0,71	—0,04	—0,24	0,17	—0,21
	0,52	0,84	0,01	—	—	—0,19	—	—
	—0,28	—0,06	0,46	—0,62	0,12	0,73	0,32	0,67
	—0,40	0,40	—0,03	—	—	0,54	—	—
	—0,41	—0,59	0,10	—0,09	0,52	0,52	0,60	0,46
	—0,44	—0,42	—0,10	—	—	0,32	—	
	0,16	0,50	—0,13	—0,46	0,13	—0,14	—0,12	—0,19
	—0,17	—0,24	0,02	—	—	—0,08	—	—
	-0,56	—0,83	—0,29	0,89	0,18	—0,08	0,05	-0,08
	—0,66	—0,69	3,02	—	—	0,05	—	—
	1	0,66	0,04	—0,38	—0,16	—0,36	0,08	—0,28
		0,38	—0,03	—	’—	—0,26	—	—
		1	0,14	—0,59	—0,37	—0,25	—0,27	—0,23
			0,05	—	—	—0,08	—	—
			1.0	—0,36	—0,35	0,57	0,11	0,58
				—	—	—0,10	—	—
				1	—0,02	—0,27	—0,20	—0,25
					1	—0,03	0,45	—0,16
						1	0,26	0,98
							1	0,20 1
яателе — по Ингнчкинскому. Значимый коэффициент корреляции гзн=»0,20 (при доверитель-
45
Для руд Тырныаузского и Ингичкинского месторождений при
исследовании взаимосвязей между породообразующими и главны-
ми полезными компонентами (WO3, Моок и МоОб) по данным хи-
мических анализов большого числа проб было установлено, что'
породобразующие оксиды объединяются в две группы (табл. 2.7).
Первую из них составляют входящие в алюмосиликаты SiO2
(кварц, полевые шпаты, пироксен, гранаты и т. д.), Л12О3 (те же
минералы, но без кварца), Т1О2 (сфен, лейкоксен, биотит, гранат),
К2О (биотит в рудах Тырныаузского месторождения, калиевый
полевой шпат в Ингичкинском), ИагО (полевые шпаты). Вторую
группу представляют СаО как основной компонент кальцита мра-
моров, MnO, FeO и Fe2O3, приуроченные к скарновым минералам,
развивающимся как по алюмосиликатным, так и по карбонатным
породам.
Породообразующие оксиды первой группы связаны между со-
бой положительными зависимостями и отрицательными с СаО и
МпО. Последний сильно и положительно связан с FeO и слабо —
с СаО. MgO существенных зависимостей с остальными породооб-
разующими оксидами не имеет, так как богатые магнием минера-
лы (оливин, флогопит и др.) в скарновых шеелитовых рудах прак-
тически отсутствуют.
Установлено также, что WO3 положительно связан с FeO и
МпО (объясняется приуроченностью шеелита к поздним разно-
видностям пироксена и граната, в состав которых входят эти ком-
поненты), а также с Моок и Р2О5 (обусловлено совместным раз-
витием шеелита и повеллита, с одной стороны, и шеелита с апа-
титом— с другой). Характерна отрицательная связь WO3 с К2О,
так как шеелитсодержащие метасоматиты на Тырныаузском ме-
сторождении замещают богатые калием биотитовые роговики, а
на Ингичкинском месторождении — скарнированные интрузивные
породы, и с Na2O, входящим в состав альбита биотитовых рого-
виков (Тырныаузское месторождение).
Молибден в рудах Тырныаузского месторождения так же свя-
зан с железом и марганцем, как и WO3, и по той же причице и
положительно связан с серой, поскольку молибден в основном
концентрируется в молибдените. Окисленный молибден связан с
другими компонентами такими же зависимостями, как и WO3,
с которым он связан очень тесно (г = 0,98), входя в состав молиб-
дошеелита.
Для получения объективных выводов относительно петрохими-
ческой близости (различия) исследуемых руд и возможности их
экспрессного распознавания по минимально возможному набору
легко определяемых показателей был использован метод главных
компонент (МГК).
Для Тырныаузского месторождения массив, состоящий из
136 проб руды, охарактеризованных 10 породообразующими окси-
дами, представлен в виде проекции в плоскости первых двух глав-
ных компонент вектора исходных признаков (рис. 2.1, а).
46
€
Рис. 2.1. Классификация скарново-шеелитовых руд Тырныаузского месторож-
дения:
а — по 10 породообразующим оксидам; б — по содержанию СаО и Иеобщ; 1 — биотитовые
роговики; 2 — пироксен-плагиоклазовые роговики; 3 — пироксеи-гранатовые скарны по ро-
говикам; 4 — гранат-пироксеновые скарны по роговикам; 5 — пироксен-гранатовые скарны
по известнякам; 6 — пироксеновые скарны по известнякам; 7 — пироксеновые скарны по
известнякам; 8 — скарнированные мраморы; 9 — мраморы
Таблица 2.8
Нагрузка на главные компоненты (Тырныаузское месторождение)
	По 10 признакам		По 6 признакам	
Признак	I	П	I	II
SiO2	0,66	0,54	0,73	0,60
TiO3	0,89	0,01	0,87	—0,08
А12О3	0,94	—0,01	—«	—.
Fe2O3	—0,45	—0,24	—•	
FeO	—0,35	—0,87	—.	—.
МпО	—0,66	0,66	—0,6	0,71
MgO	0,18	—0,13	—	—.
СаО	—0,84	—0,40	—0,9	—0,33
К2О	0,72	—0,02	—0s73	—0,18
Na2O	0,85	—0,03	0,85	—0,12
Дисперсия, %	48,1	17,1	62,0	18,26
Интерпретация компонен-	Литологи-	Сульфидно-	Литологиче-	Скарновая
ты	ческая	скарновая	ская	
Содержательный анализ нагрузок исходных признаков
(табл. 2.8) показывает, что первая компонента характеризует со-
бой исходный состав оруденелых пород: рост ее в положитель-
ном направлении связан с появлением алюмосиликатных пород,
а в отрицательном — существенно карбонатных. Вторая главная
компонента отражает содержание в руде сульфидов, магнетита и
степень железистости алюмосиликатов. Пробы в каждой из выде-
ленных групп близки между собой и характеризуют: I — биотито-
вые роговики; II— пироксеновые и пироксен-плагиоклазовые рого-
вики; III — гранат-пироксеновые и пироксен-гранатовые скарны
по роговикам; IV — пироксен-гранатовые скарны по известнякам;
V—гранат-пироксеновые скарны по известнякам; 17— пироксе-
новые скарны по известнякам; VII — скарнированные мраморы;
VIII — неизмененные мраморы (см. рис. 2.1,а). Таким образом,
выделяли не только природные типы руд, но и их разновид-
ности — литологические фации метасоматитов, образовавшихся из
различных по составу пород.
Предварительный анализ корреляционной матрицы, построен-
ной по исходным признакам, показывает более тесную их связь в
отдельных группах (см. табл. 2.7). Это позволяет сделать вывод
о близости (взаимном дублировании) объединяющихся признаков
(оксидов) и оставить по одному — двум представителям от каж-
дой группы таким образом, чтобы руды каждой из вновь выде-
ленных групп по составу были сходны между собой, значительно
отличались от руд остальных групп и совпадали с полученными
при использовании всех 10 признаков. При дальнейшем сокраще-
48
нии признаков с помощью простого графического построения (от-
кладывая по одной оси содержания А12О3 или Fe и по другой —
СаО) можно сохранить выделенные поля: I — биотитовые рогови-
ки, II — пироксен-плагиоклазовые роговики; III — скарны незави-
симо от их состава и замещаемой породы; IV — скарнированные
мраморы; V— мраморы (рис. 2.1,6)	[20]. Диаграмма (см.
рис. 2.1,6) содержаний этих оксидов в специально отобранных
технологических пробах, характеризующих природные типы и раз-
новидности руд, показывает, что частные пробы, представленные
рудой одного природного типа, занимают четкое место в пределах
выделенных полей, а общие пробы, состоящие из руды нескольких
природных типов, попадают на поле преобладающего типа.
Такой же вывод был сделан при классификации руд Ингич-
кинского месторождения по полным данным химического и мине-
рального состава 98 проб.
Анализ корреляционной матрицы выявил четкую отрицатель-
ную связь СаО с SiO2 (г=—0,94) и А12О3 (г = —0,74) и положи-
тельную связь с SiO2, Na2O и КгО (г = 0,53 и 0,60 соответственно),,
которые входят в состав полевых шпатов [и поэтому отрицатель-
но связаны с железом (г=—0,40) и марганцем (г =—0,42 и —0,44
соответственно)], граната и пироксена, замещающих полевые
шпаты.
Исследование зависимостей между минеральным и химическим
составом выявило естественную положительную связь кварца с
SiO2 (г = 0,68), аналогичную связь Na2O и КгО между собой, с
А12О3 и с полевыми шпатами, и отрицательную — кварца со скар-
новыми минералами (пироксен, гранат) и их основными составля-
ющими (СаО, МпО, Fe). Кальцит связан положительной зависи-
мостью с СаО (г = 0,86) и отрицательной — с SiO2 (г = —0,84) и
А12О3 (г=—0,56). Сильные положительные связи отмечены у шее-
лита с геденбергитом (г = 0,45), совместно с которым он развива-
ется (а соответственно и с железом); мусковита, серицита и хло-
рита между собой и с плагиоклазами; биотита с TiO2 (г = 0,53),
КгО (г = 0,50) и полевыми шпатами (совместное присутствие в
биотит-полевошпатовых апогранитах); каолинита с альбитом
(г = 0,31) и анортитом (г=0,41); сфалерита с TiO2 (г = 0,48), ка-
лиевым полевым шпатом (г = 0,46), биотитом и апатитом (г = 0,41)
(табл. 2.9, 2.10).
В проекции данных химического и минерального состава на
плоскость первых двух главных компонент (рис. 2.2, а) четко вы-
делились руды: в скарнированных мраморах (/), геденбергитовых
скарнах (II), гранато-пироксеновых скарнах (III), кварц-кальци-
товых породах (IV), скарнированных гранитоидах (V), апограни-
товых метасоматитах (VI). Часть руд в актинолит-кварц-кальци-
товых породах, обогащенная карбонатами, оказалась среди скар-
нированных мраморов. Слабо оруденелые лейкократовые и биоти-
товые граниты, представляющие собой разубоживающую массу,
четко выделились в самостоятельные поля (VII и VIII), как и
единичные пробы в скарнированных лампрофирах (IX).
4 Зак. 283	49>
61
Таблица 2.9
Парные коэффициенты корреляции (Ингичкинское месторождение)
Минерал с минералом	г	Минерал с оксидом	т	Оксиды с оксидами	T
Шеелит — пироксен	+ 0,45	Шеелит — WO3	+0,98	SiO2—А12О3, К2О	+0,59
Шеелит — кварц	—0,30	Шеелит — FeO	+0,54	SiO2—СаО	—0,94
Альбит — кварц, апатит	+ 0,48	Полевой шпат — SiO2, К2О	+ 0,73	SiO2—Ыа2О	+0,53
Г ранат — калиевый	полевой шпат — кварц	+0$54	Полевой шпат — А12О3, Na2O	+0,89	А12О3—FeO, МпО	—0,45
Кварц — пироксен	—0,54	Полевой шпат — СаО, СО2	—0,80	А12О3—СаО	—0,74
Биотит — пироксен	—0,30	Кварц —SiO2, А12Оэ, К2О	+0,68	А12О3—Na2O	+0,84
Биотит — амфибол, апатит	+0,35	Кварц—FeO, MgO, MnO	—0,43	А12О3—К2О	+0,52
Биотит — калиевый полевой шпат	+ 0,60	Кварц — СаО	—0,59	Fe2O3—МпО	+0,58
Кальцит — плагиоклаз	+0,31	Пироксен — А12О3, КгО	—0,52	FeO—МпО	+0,65
Кальцит — пироксен	—0,64	Пироксен — FeO	+ 0,90	FeO—Na2O, К2О	—0,40
Кальцит — калиевый полевой шпат	—0,70	Пироксен — МпО	+ 0,62	МпО—Na2O, К2О	—0,44
Апатит — амфибол, сфен	+ 0,41	Пироксен — Na2O	—0,43	СаО—Na2O, К2О	—0,69
Нонтронит — пироксен	—0,72	Гранат — F2O3	+0,60	Na2O—К2О	+0,38
Нонтронит — кальцит	+ 0,68	Гранат — MgO	+ 0,77	MgO—SiO2	+0,45
Сульфиды — пироксен	+ 0,68	Кальцит — SiO2	—0,92	MgO—Fe2O3	+ 0,71
Сульфиды — кварц	+0,53	Кальцит — Fe2O3, А12О3	—0,77	MgO—FeO, CaO	—0,48
Сульфиды — кальцит	—0,52	Кальцит — СаО, СО2	+0,92	MgO—CO2, H2O	—0,58
		Биотит —TiO2, К2О	+0,53		
		Лимонит — Fe2O3	+0,70		
Таблица 2.10»
Нагрузка на главные компоненты (Ингичкинское месторождение)
Признак	Компонента			
	I	п	ill	IV
SiO2	0,70	0,35	0,46	0,07
TiO2	0,46	0,46	—0,36	—0,02
А12О3	0,80	0,18	0,15	—0,16
FeO	—0,63	0,55	0,29	—0,06
Fe06 щ	—0,65	0,56	0,32	—0,01
МпО	—0,67	0,38	0,38	0,08
MgO	—0,20	0,19	—0,37	0,15
СаО	—0,79	—0,40	—0,38	0,01
Na2O	0,73	0,09	0,15	—0,35
к2о	0,78	0,02	0,12	0,25
Шеелит	- 0,34	0,31	0,22	—0,30
Плагиоклаз	0,48	0,26	—0,15	—0,54
Альбит	0,38	—0,34	0,52	0,35
Калиевый полевой шпат	0,51	0,20	—0,14	0,13
Кварц	0,70	—0,12	0,23	0,18
Геденбергит	—0,72	0,43	0,25	—0,06
Гранат	—0,32	0,09	0,16	+ 0,17
Кальцит	—0,42	—0,65	—0,50	—0,03
Биотит, хлорит	0,44	0,40	—0,47	0,32
Апатит	0,08	0,32	—0,45	0,33
Дисперсия, %	24,80	10,10	9,56	5,52
Интерпретация компо-	Скарново-	Апоскарно-	Метасомати-	Шеелит-
ненты	шеелитовая	вая амфи- бол-шеели- товая	ческая	плагиокла- зовая
Анализ корреляционной матрицы, построенной по исходным
признакам, позволил сократить их число до двух (СаО и Fe или
СаО и А120з) без потери информации о выделяемых типах
(рис. 2.2,6).
Для переработки комплексных руд вольфрама и молибдена
применяют сложную технологическую схему, состоящую из опера-
ций флотации, основанной на разнице в гидрофобности слагаю-
щих руд минералов, и доводки по методу Петрова, заключающе-
муся в пропарке чернового шеелитового концентрата с жидким
стеклом при 90 °C. Если руда содержит большое количество суль-
фидов, то в схеме появляется предшествующая шеелитовой суль-
фидная флотация для выделения молибденита и других сульфидов
в коллективный сульфидный концентрат, который подлежит даль-
нейшей селекции (рис. 2.3).
Роль минерального состава руды в разных переделах различ-
на. На шеелитовую флотацию влияет присутствие в руде близких
4*	51
SiO2 (0,701
TiO? (0,46)
AI2O3 (0,79)
Na2O (0,73)
K2O (0,78)
PI (0,48)
кпш (0,50)
по свойствам и резко ухудшающих качество концентрата кальций-
содержащих минералов (кальцита, флюорита, апатита), для отде-
ления которых используется метод Петрова, а также форма лока-
лизации вольфрама и содержащегося в нем молибдена: повелли-
тизированный шеелит флотируется хуже неизмененного, а при рас-
положении молибденита по плоскостям спайности шеелита по-
следний после раскола ведет себя как молибденит [17, 44]. Для
'сульфидной флотации наиболее важна степень окисления руд, так
как окисленные минеральные формы молибдена и меди относятся
к труднофлотируемым (малахит, азурит, брошантит) или не фло-
тируются совсем (молибденовые охры, хризоколла).
Особенно вредны для всех переделов естественно флотирую-
щиеся слоистые силикаты (тальк, биотит, серицит и др.), снижаю-
52
б
Рис. 2.2. Классификации шеелитовых руд Ингичкинского месторождения:
а —по вещественному составу; б — по содержанию СаО и Реобщ; / — мраморы; 2 — каль-
цитовые породы; 3 — геденбергитовые скарны; 4 — диопсидовые скарны; 5 — гранатовые
скарны; 6 — скарнированные лейкократовые граниты; 7 — скарнированные биотитовые гра-
ниты; 8—апограниты; 9 — лейкократовые граниты; 10 — бнотитовые граниты; // — лам-
профиры; 12 — технологические пробы; Р1 — плагиоклаз; кпш — калиевый полевой шпат;
Q — кварц; Ged — геденбергит; Bi — биотит
щие качество всех концентратов; глины, интенсивно поглощающие
реагенты, затрудняющие движение пульпы и нарушающие устой-
чивость хвостохранилищ, а также химически активный гипс.
В связи со значительными различиями в минеральном составе
выделенных типов руд они по-разному ведут себя в технологиче-
ском процессе и соответственно этому объединяются в четыре тех-
нологических типа.
В рудах I технологического типа (см. табл. 2.3) основным от-
рицательно влияющим минералом является кальцит, для отделе-
ния которого применяют обогащение в тяжелых суспензиях. Суще-
ственное влияние на снижение показателей флотации руд II тех-
нологического типа (природные типы 2—6) оказывает наряду с
кальцитом и флюоритом биотит. Руды III типа содержат повы-
шенное количество талька и по существующим схемам не перера-
батываются, а руды IV типа — характеризуются присутствием
глин, для снижения отрицательного влияния которых необходима
предварительная отмывка.
Исходя из всего вышесказанного, можно сделать вывод о том,
что детальность расчленения руд, а следовательно, и число исход-
53
Руда
Дробление
Измельчение
Рис. 2.3. Схема переработки шеелитовых руд
ных признаков определяются целью исследований: для изучения
генетических особенностей рудообразования необходимы данные
полных силикатных анализов, в то время как для решения прак-
тических задач вполне достаточно экспрессное определение типа
руды по содержанию в ней СаО и AI2O3 или РеОбЩ.
Гидротермальные, штокверковые медно-пор-
фировые руды (Сорское и Каджаранское месторождения). На
Сорском месторождении вкрапленность и прожилки молибденита
приурочены к интрузивным породам батолитовой формации пест-
54
Таблица 2.11
Минеральный и химический состав оруденелых интрузивных пород
Сорского месторождения, %
Состав	Граниты				Сие- ниты	Спено- диори- ты	Дио- риты	Габбро- дио- риты	Гранит- пор- фиры
	неиз- менен- ные	кали- шпати- зиро- в эн- ные	альби- тизи- рован- ные	серици- тизи- рован- ные					
Минеральный: плагиоклаз	44					63	69	34	39
калиевый поле- вой шпат	15	54			30	30	13	5		30
альбит	—	19	85	33	40	—		—	—
мусковит, сери- цит	1	26		8		3	1			0,5
кварц	29	—	14	28	25	—	1,5	—	30
пироксен			—	—	—	—		4	—
роговая обман- ка	.—	11	—		—	8	8	54	—
актинолит	—	—	—	—	—	1	1	0,5	—
биотит	5	—		—	5	7	8	2	0,5
хлорит	1	—	—	— 	—	1	1	0,5	—
сфен	2		—	-—	—	2	3	2	—
апатит, циркон флюорит	2,5	0,5	0,5	—	—	1	1,5	1	—
	—	0,5	0,5	1	—	—	—	—	—
магнетит	0,5	—•	—	—' 	—	1	1	2	—
Химический: SiO2	70,34	69,15	69,13	69,15	62,55	57,38	52,19	50,63	71,06
TiO2	0,22	0,22	0,22	0,20	0,50	0,61	1,10	1,16	0,17
А12О3	15,50	16,06	16,06	16,18	17,66	17,87	17,27	17,53	14,90
Ре20з	1,60	0,72	1,00	0,44	2,65	4,17	3,99	3,49	1,29
FeO	0,60	0,40	0,77	0,86	1,94	2,26	5,19	6,63	0,61
МпО	0,03	—	—	0,04	0,10	0,14	0,18	0,10	0,01
MgO	0,44	0,16	0,29	0,48	0,75	2,90	5,95	6,62	0,40
СаО	1,05	0,37	0,34	1,81	2,48	5,41	7,43	6,97	0,67
Na2O	4,51	3,08	6,30	4,05	5,59	5,10	3,16	3,25	4,76
К2О	4,72	8,82	3,99	3,89	3,67	2,87	1,73	0,96	4,27
р2о5	0,06	0,06	0,03	0,05	0,18	0,43	0,57	0,40	0,05
СО3	0,44	0,20	0,53	1,94	—	—		1		0,67
Н2О	0,53	0,18	0,11	0,22	—	0,69	1,09	—	0,47
п. п. п.	0,77	0,66	—	0,56	1,15	1,08	1,73	1,85	0,91
рого состава (габбро-диориты, биотитовые и роговообманковые
диориты, сиенито-диориты, биотитовые и роговообманковые сиени-
ты, граниты и гранит-порфиры). Интрузивные породы подверга-
ются интенсивному гидротермальному изменению, причем в связи
с различиями в их минеральном составе развивающиеся по ним
метасоматиты различны (табл. 2.11). Развитие молибденита тесно
связано с калиполевошпатовой и кварц-серицитовой метасоматиче-
скими формациями, минеральный состав которых существенного
влияния на технологический процесс не оказывает. Наибольшее
отрицательное влияние на процесс оказывают гидротермальный
65
Таблица 2.12
Корреляционная матрица
Компонент	5Юг	ТЮ2	A12O3	Fe2O3	FeO
SiO2 TiO2 AI2O3 Fe2O3 FeO МпО MgO CaO Na2O K2O P2O5(H2O+) Среднее квадрати- ческое отклонение Коэффициент ва- риации	1,0	—0,84	—0,42	—0,73	—0,88
		—0,61 1	0,31	—0,79 0,62	—0,84 0,90
			1 2,0	0,35	0,47 0,42
	7,9	0,4		1 1,8	0,53 0,68 1 1,8
	10,9 12	0,6 102	4,2 11	2,8 87	3,2 108
	19	83	25	72	88
Примечание.
В числителе данные по Сорскому
МпО	MgO	СаО	Na2O	K2O	P205 (H2O+
—0,69	—0,85	—0,91	0,28	0,39	—0,74
—0,42	—0,80	—0,70	—	0,56	—
0,88	0,60	0,90	0,87	—	—0,46
—	0,56	—	—	—	
—	—0,34	—	—	—	(0,36)
.								
0,72	0,70	0,81	—	—0,45	0,78
—	0,61	0,63	—	—0,58	—
0,52	0,88	0,86	—0,30	—0,48	0,61
0,46	0,88	0,62	—	0,47	—•
1	0,49	0,67	——	—0,36	0,84
	0,34	0,44	—		—•
	1	0,94	—0,38	—0,46	0,60
		0,64	—	—0,36	—
		1		—0,53	0,78
				0,70	—•
			1	—0,40	—0,42
						
				1	0,44
					1
2,2	2,6	1.4	2,7	1,8	2,3
0,1 '	3,7	4,7	1,7	2,2	(1,3)
124	142	107	32	67	122
95	99	82	66	84	(123)
(гзн> 0,28),
в знаменателе — по Каджаранскому (гзн>0,32).
jSiOj (0‘91)
K2O (0,52)
3i₽*D
р++ *
,К2О (—0,62) о
о-------------»
< .Na,о (0,93)
о
/ X
Рвобщ (— 0,96)
ТЮ2 (-0,88)
Х Fe2O3 (- 0,80)
FeO (- 0,88)
МпО (-0,74)
MgO <- 0,89)
СаО (- 0,95)
X P2o5 (-0,80)
!Рис. 2.4. Классификация руд Сорского месторождения:
,а — по 10 породообразующим оксидам; б — по содержанию СаО н Реобщ; / — граниты;
_2 — диориты; 3 — сиениты; 4 — граннт-порфнры
магнезиальный биотит, приуроченный к меланократовым диори-
там, содержание пирита в руде и крупность зерен молибденита.
Классификация природных типов прожилково-вкрапленных
руд Сорского месторождения была выполнена на основе иссле-
дования петрографического состава оруденелых горных пород,
представленного результатами полного силикатного анализа
47 проб [18].
Математическая обработка данных с использованием метода
главных компонент показала, что все оксиды, кроме оксидов на-
трия и калия, имеют отрицательную связь с SiO2, a FeO, Fe2O3,
МпО, MgO и СаО связаны положительно, так как входят в состав
•темноцветных минералов; РеОбЩ повторяет зависимости Fe2O3 и
.FeO, но в более сильной форме (табл. 2.12).
Графическое изображение результатов наблюдений в плоско-
сти первых двух главных компонент выявило, что оруденелые гор-
ные породы делятся на диориты (/), сиениты (//), граниты и гра-
иит-порфиры (III) (рис. 2.4,а).
После анализа нагрузок на компоненты путем последователь-
ного сокращения признаков для классификации оказались доста-
точными содержания СаО и РеОбщ или СаО и MgO (рис. 2.4, б,
табл. 2.13).
Выделенные природные типы руд, перерабатываемые по еди-
ной схеме действующей обогатительной фабрики, являются одним
57
Таблица 2.13
Нагрузка на главные компоненты (Каджаранское месторождение),
Признак	Компонента			
	I	П	Ш	IV
SiO2	0,93	0,19	0,25	0,02
TiO2	—0,51	—0,57	—0,12	—0,56
А120з	0,16	—0,28	—0,88	0,14
Fe2O3	—0,82	0	—0,11	0,15
FeO	—0,91	—0,10	0,10	—0,06
МпО	—0,52	0,11	0,01	—0,17
MgO	—0,87	—0,23	0,29	—0,08
СаО	—0,83	0,30	0,10	0,20
Na2O	0	0,56	—0,58	—0,52
K2O	0,64	—0,40	0,35	—0,46
H2O+	0,16	—0,82	—0,19	0,30
Дисперсия, %	43,7	15,9	13,3	9,1
Интерпретация компо- ненты	Магматиче- ская	Метасома- тическая «водная»	Полевошпатовая	
технологическим типом. Но каждому природному типу присущи
свои отрицательно влияющие минералы (биотит — для диоритов,,
частое развитие аргиллизитов с высоким содержанием каолини-
та— для гранитов), поэтому они могут быть отнесены к техноло-
гическим сортам одного типа.
Определение содержания СаО, Fe и MgO дает возможность не-
только распознавать эти сорта, но и ориентировочно прогнозиро-
вать степень их влияния на технологический процесс, оценив со-
держание «нежелательных» минералов, поскольку для гранитов
характерны калишпатизация и альбитизация, для меланократовых
диоритов — биотитизация и т. д.
Для вкрапленных руд Каджаранского месторождения, приуро-
ченных преимущественно к монцонитам и подверженных сильной-
аргиллизации, наиболее удачна классификация по содержанию^
SiC>2, Fe и MgO.
Главный фактор, оказывающий значительное влиянйе на фло-
тацию этих руд, — их дробление и интенсивная аргиллизация,
когда вместо легко отделяющихся полевых шпатов образуются
нарушающие процесс и засоряющие молибденовый концентрат
каолинит, гидрослюда и шламы. Руды зоны дробления, приуро-
ченные к Дебаклинскому разлому, легко распознаются по указан-
ным выше признакам.
Вкрапленные медно-никелевые руды (Нориль-
ское месторождение). Эти руды расположены в нижних:
58
Таблица 2.14
Минеральный состав вкрапленных в интрузиве руд, %
	Пирротиновые						Халькопиритовые		
Минерал	в пикритовых габбро-долеритах			в такситовых габбро-долеритах			в такситовых и кон- тактовых габбро- долеритах		
	1	2	3	1	2	3	1	2	3
Пирротин	4,1	5,5	2,6	5,0	6,3	2,3	3,0	2,1	0,6
Пентландит	1,3	1,9	0,5	1,4	1,8	0,5	0,8	1,3	0,1
Халькопирит	2,8	4,2	1,1	4,6	4,6	1,6	3,8	4,7	1,0
Кубанит	0,4	0,3	0,1	Сле-	Сле-	Сле-	0,1	0,2	—
				ДЫ	ды	ДЫ			
Валлериит, виола-	0,1	Сле-	Сле-	0,1	Сле-	Сле-	0,6	Сле-	Сле-
рит		ды	ды		ды	ды		ды	ДЫ
Пирит, марказит	0,2	2,0	Сле-	0,8	—	0,8	2,1	—	0,1
			ды						
Галенит, сфалерит	Сле-	—	Сле-	Сле-	—	Сле-	Сле-	—	Сле-
	ды		ДЫ	ды		ды	ды		ДЫ
Магнетит	2,0	2,1	0,2	0,6	0,8	0,2	0,8	1,0	—
Титаномагнетит,	0,6	0,2	0,1	1,4	0,8	1,2	1,4	0,9	1,6
зильменит									
X ромит	4,2	Сле-	3,4	1,1	Сле-	0,8	—	—	—
		ды			ды				
Ильваит	0,1	—	Сле-	0,2	—	Сле-	0,2	•—	Сле-
			ды			ды			ды
Плагиоклаз	22,7	17,6	22,0	45,0	44,8	48,1	48,0	48,0	Н.о.
Пироксен	16,4	9,4	25,0	21,5	20,6	21,8	26,0	20,0	Н.о.
•Оливин	40,7	55,0	40,0	14,4	15,4	16,0	13,0	—	Н.о.
Биотит	2,8	1,5	3,7	0,5	1,2	2,5	—	0,1	Н.о.
.Амфибол, хлорит, .пренит	1,5	2,0	1,3	4,4	3,8	4,2	—	21,0	Н.о.
Примечание. 1 — Норильское месторождение; 2 — Талнахское месторождение;
3 — Октябрьское месторождение; Н. о.— не определяли.
частях расслоенного интрузива, различаются по текстуре и мине-
ральному составу и приурочены к троктолитовым (мелковкрап-
.ленные), пикритовым (неоднородновкрапленные), такситовым и
контактовым (крупновкрапленные) габбро-долеритам, а также к
вмещающим интрузив базальтам (табл. 2.14, 2.15).
В проекции на плоскость первой и третьей компонент хорошо
^выделяются неоднородновкрапленные руды в пикритовых габбро-
.долеритах и крупновкрапленные — в такситовых; хуже выделяют-
ся мелковкрапленные руды в троктолитовых габбро-долеритах, а
руды в контактовых габбро-долеритах распределяются между по-
лями такситовых габбро-долеритов и вмещающих интрузив ба-
зальтов [19].
Анализ корреляционной матрицы (табл. 2.16), полученной на
•основании данных полного силикатного анализа этих руд, пока-
зывает, что основные оксиды объединяются в две группы: SiO2,
.А120з, TiO2, CaO, Na2O, K2O и MgO, MnO, Fe2O3 и FeO, в каж-
дой из которых связь оксидов друг с другом положительна, а
59
Таблица 2.15
Химический состав вкрапленных руд Норильского
и Талнахского месторождений, %
Компонент	Габбро-лолериты				Андезитовые, титан-авги- товые базальты
	троктолито-пикри- товые		такситовые	контактовые	
	40,60	38,08	43,53	45,96	46,32
	Н. о.	36,02	43,37	41,17	Н. о.
TiO2	0,69	0,63	0,75	0,96	0,68
	Н. о.	0,29	0,71	0,79	Н. о.
AI2O3	12,20	9,60	14,67	15,31	15,61
	Н. о.	6,53	15,24	17,73	Н. о.
	7,85	7,62	6,62	4,01	5,50
	Н. о.	7,77	4,22	1,61	Н. о.
FeO	9,10	9,66	4,48	8,72	8,21
	Н. о.	9,31	9,51	Н. о.	Н. о.
	12,53	10,64	11,20	9,58	10,24
	Н. о.	Н. о.	Н. о.	10,24	Н. о.
МпО	0,17	0,16	0,16	0,14	0,20
	Н.. о.	0,14	0,14	0,19	Н. о.
MgO	’ ..	16,98	20,26	10,97	8,03	5,59
	Н. о.	25,04	9,60	6,81	Н. о.
СаО	7,38	6,28	9,50	10,18	8,56
	Н. о.	4,39	10,31	9,41	Н. о.
	1,10	0,93	1,48	1,73	2,67
	Н. о.	0,44	1,80	1,98	Н. о.
к2о	0,44	0,38	0,65	0,78	1,39 _
	Н. о.	0,25	0,58	0,72	Н. о.
р2о5	0,12	0,13	0,14	0,15	Н о
	Н. о.	0,15	0,16	0,17	
соа	Н. о.	0,16	0,05	Н о	Н. о.
		Н. о.	Н. о.		
so3	Н. о.	0,04	0,13	0,25	Н. oi
		Н. о.	Н. о.	Н. о.	
	Н. о.	1.87	1,66	1,48	Н о
		Н. о.	Н. о.	Н. о.	
н2о+	Н. о.	6,43	1,89	Н. о. ”	Н. о.
		Н. о.	Н. о.		
н2о-	Н. о.	1,11.	0,47	0,30	Н. о.
		Н. о.	Н. о.	Н. о.	
П. п. п.	Н. о.	3,23	3,06	5,53	Н. о.
		Н. о.	Н. о.	Н. о.	
Примечание. В числителе данные для Норильского месторождения, в знамена-
теле — для Талнахского (по Л. А. Додину).
60
Таблица 2.16
Корреляционная матрица (вкрапленные руды Норильского месторождения)
К о лпонент	SiO2	TiO2	Л12О3	Fe2O3	FeO	MnO	MgO	CaO	Na2O	K2O	P2OS
SiO2	1	0,41	0,61	—0,14	—0,01	—0,05	—0,78	0,62;	0,62!	0,51	0,16
TiO2		1	0,21	0,04	—0,06	0,21	—0,50	0,12	0,60	0,59;	0,72;
А120з			1	—0,12	—0,21	—0,25	—0,81	0,72.	0,53	0,49	0,09
Fe2O,3				1	—0,03	0,05	0,10	—0,10	—0,11	—0,04	0,04
FeO					1	—0,01	0,24	—0,12	— 0,27;	—0,13	—0,20
МпО MgO СаО Na2O K2O p2o5						1	0,18 1	—0,36; 0,771 1	0,08 —0,08 0,42' 1	—0,05 —0,60 0,33 0,57? 1	0,32 —0,27 —0,04 0,4& 0,43 1
Среднее квадрати- ческое отклонение	4,04	0,43	3,4	7,35	1,49	0,04	6,07	2,14	0,69	0,40	0,14
сл Примечание. Здесь и далее выделены значимые коэффициенты корреляции.
Таблица 2.17
Нагрузка на главные компоненты
(вкрапленные руды Норильского месторождения)
	по 11 признакам			по 4 признакам		
Признак			Компонента			
	I	П	III	I	11	ш
SiO2	0,81	0,16	0,24	0,93	0,09	0,17
TiO2	0,63	—0,61	0,13	—	  «	—,
А120з	0,79	0,39	—0,09	—	—	—-
Fe2O3	—0,13	—0,19	—0,55	—0,58	0,67	0,47
FeO	—0,26	—0,08	0,80	0,02	—0,90	0,41
МпО	—0,10	—0,68	0,13	•' »	—	.—
MgO	—0,94	—0,19	0,04	—0,88	—0,36	—0,12
•СаО	0,70	0,54	—0,04	—1	——4	
Na2O	0,82	—0,22	—0,01	—.	—	——
к2о	0,74	—0,20	0,05	—-	—.	—.
р2о5	0,45	—0,75	—0,05	—	—	—,
Дисперсия, %	41,7	18,7	9,6	49,4	35,2	10,80
Интерпретация	Магне-	Фосфор-	Желез-	Магне-	Железо-	Желез-
компоненты	зиально- кремние- вая	пая	ная	зиально- кремние- вая	магние- вая	ная
Рис. 2.5. Классификация вкрапленных медно-никелевых руд Норильского место-
рождения по содержанию А12О3 и MgO:
1 — пикритовые габбро-долериты; 2 — троктолитовые габбро-долериты; 3 — такситовые габ-
<5ро-долериты; 4 — контактовые габбро-долериты; 5 — андезитовые базальты; 6 — лабрадо-
ровые порфириты
<€2
между группами — отрицательна. Сокращение числа признаков
позволило выбрать в качестве классификационных содержание
кремнезема, магния и железа (табл. 2.17, рис. 2.5), с помощью
которых четко выделяются: руды в существенно пикритовых (по-
ле /) и троктолитовых (поле //) габбро-долеритах, в такситовых
и подстилающих их контактовых габбро-долеритах. Руды в лаб-
радоровых порфиритах выделились в самостоятельное поле. Анде-
зитовые базальты распределились между полями /// и IV. Такое
деление отражает пространственную и генетическую близость
объединяющихся руд.
Деление вкрапленных руд по показателям переработки оказа-
лось близким к их классификации по вещественному составу.
Практика показала снижение извлечения металлов пои значитель-
ных содержаниях в руде легко флотирующихся силикатов — таль-
ка, серпентина, хлорита, серицита, бронзита. Их соотношение-
влияет также на качество никелевого концентрата, определяю-
щего показатели его дальнейшей переработки, так как первич-
ные силикаты сохраняются в процессе обжига без изменения,
а вторичные неустойчивы и начинают разлагаться при темпера-
туре 600—700 °C, давая начало образованию легкоплавкой эвтек-
тики.
В связи с этим обогатителями Норильского комбината уста^
новлено снижение содержания никеля и меди в никелевом кон-
центрате и его основности в зависимости от минерального состава
руды и содержания в ней сульфидов в ряду: такситовые габбро-
долериты->андезитовые базальты->пикритовые габбро-долери-
ты-> лабрадоровые порфириты.
По изменению обогатимости, обусловленному не только соста-
вом, но и закономерным уменьшением средних размеров рудных,
вкрапленников, выделяют три сорта руд: в такситовых и контак-
товых габбро-долеритах (с размером вкрапленников 0,005—30 мм),.
в пикритовых габбро-долеритах (0,003—10 мм), в лабрадоровых
порфиритах (до 0,003 мм), которые по существующим схемам не
обогащаются.
Таким образом, предлагаемая по содержанию оксидов класси-
фикация руд вполне удовлетворяет требованиям технологов.
Классификацию сплошных руд рассмотрим на примере медно-
никелевых месторождений одного из районов, где выделяются-
пирротиновые, кубанитовые и халькопиритовые руды, различаю-
щиеся по преобладанию одноименных минералов (табл. 2.18) и
образующие мощные зональные залежи в подошве дифференци-
рованных интрузивных тел. Эти руды ранее классифицировали
многие исследователи (А. Д. Генкин, М. Н. Годлевский, В. В. Ди-
стлер, Д. А. Додин, Г. А. Митенков, Е. М. Суханова), в том числе-
(И. Н. Горяйнов и Л. Н. Сухов) с помощью математических ме-
тодов (метод «распознавания образа», дискриминантный анализ
и т. д.), пригодных только для руд в коренном залегании. В связи
с необходимостью решения задачи классификации не только для
природных руд, но и для их смесей, поступающих на фабрику,
63;
Таблица 2.18
Минеральный состав сплошных медно-никелевых руд, %
Минерал	Тип руды		
	Пирротино- вый	Кубанитовый	Халькопири- товый
Пирротин I	64,8	6,9	0,1
Пирротин II	0,5	0,1	сл.
Пирротин III	0,1	0,5	10,6
Пентландит I	3,4	7,5	4,4
Пентландит II	4,9	0,2	0,1
Халькопирит	11,6	12,7	66,7
Кубанит пластинчатый	0,4	1,1	0,4
Кубанит зернистый	1,1	64,5	1,0
Магнетит	6,2	4,6	3,5
Пирит	0,1	—	0,3
Макинавит	0,03	0,1	0,04
ЗВаллериит	Следы	Следы	—
Нерудные	6,9	1,8	13,0
Таблица 2.19
Корреляционная матрица
Минерал	Пирротин	Пентлан- дит	Халько- пирит	Кубанит	Магнетит
Пирротин Пентландит Халькопирит Кубанит Магнетит	1	0,17 1	—0,55 —0,5 1	—0,55 0,18 —0,33 1	0„28 0,03 —0,2 —0,33 1
'Среднее квадратическое от- клонение	28,6	4,45	27,0	27,0	4,3
авторами был применен метод главных компонент, что преследо-
вало также цель проверки и отработки его на наиболее полно
изученном месторождении, тем более что основные природные
типы руд на нем почти всеми исследователями выделялись одно-
значно.
Прежде всего были классифицированы сплошные руды
м е дн о - н и к е л е в о г о месторождения с учетом содержа-
ния основных рудных минералов: пирротина, пентландита, халь-
копирита, кубанита и магнетита. Корреляционная матрица
(табл. 2.19) четко выявила взаимосвязи между минералами, лег-
ко объясняемые с позиций генетических особенностей руд.
На рис. 2.6, а, построенном по I (пирротиновой) и II (халько-
пирит-кубанитовой) главным компонентам (табл. 2.20), четко вы-
делились пирротиновые (поле /), кубанитовые (поле II) и халь-
534
Oi
Зак. 283
Ро
(0,981
N i Со Co/N i
(0,4) (0,8) (0,7)
«	<11 Cu/Ni (6,98)
(Cu + Ni)/S (0,98)
Рис. 2.6. Классификация сплошных медно-никелевых руд:
а — по минеральному составу; б, в—по химическому составу (б—13 признаков; в —2 признака); 1 — пирротиновые; 2— кубанит-пирроти
новые; 3 — кубанитовые; 4 — халькопиритовые; Ро —пирротин; Ср — халькопирит; Cub — кубанит
Таблица 2.20
Нагрузка на главные компоненты
Минералы	Компонента			
	I	II	III	IV
Пирротин	0,86	0,28	0,36	0,20
Пентландит	0,50	—0,59	0,07	—0,60
Халькопирит	—0,76	0,55	0,02	—0,33
Кубанит	—0,31	—0,88	—0,24	0,25
Магнетит	0,53	0,37	—0,76	—0,05
Дисперсия, %	39,3	32,8	15,3	12,1
Интерпретация компо-	Пирроти-	Халькопи-	Магнетито-	Пентлан-
ненты	новая	рит-кубани- товая	вая	дитовая
копиритовыё (поле ///) руды. Кубанитосодержащие пирротино-
вые руды (поле /—//) не имеют резкой границы с пирротиновы-
ми — и, как и в рудных телах, их отделяют друг от друга доста-
точно условно.
Попытка сократить число минералов положительных результа-
тов не дала.
Классификация сплошных руд на основе их химического со-
става выявила те же самые природные типы (рис. 2.6,6).
Четкая корреляция ряда признаков (рис. 2.6, б) позволила
сократить их до двух (отношение содержаний в руде меди и ни-
келя и суммы меди и никеля к сере), не изменяя существа клас-
сификации. Вследствие того что первая компонента одинаково'
сильно отражает влияние обоих признаков (табл. 2.21)—на ее
долю приходится 97 % изменчивости, изображение классификации
вытянуто вдоль оси ординат.
Таблица 2.21
Нагрузка на компоненты
Признак	Компонента <	
	I	П
Cu/Ni (Cu+Ni)/S	0,98 0,98	0,16 —0,17
Дисперсия, %	97,2	2,8
66
Таблица 2.22
Корреляционная Матрица (сплошные пирротиновые руды)
Компонент	Ni	Си	Со	Я Ptd	Pt	Pd	Ли	S	Cu/Ni	Co/Ni	Pt/Pd	Cu/S	(Cu+Ni)/S
Ni	1	-0,32	0,66	—0,37	0,32	0,23	—0,15	0,27	—0,03	—0,33	—0,07	—0,03	0,25
Си Со SPtd Pt Pd Au S Cu/Ni Co/Ni Pt/Pd Cu/S (Cu + Ni)/S		1	—0,13 1	0,85 —0,09 1	0,77 —0,12 0,90 1	0,79 —0,07 0,88 0,79 1	0,02 -0,02 0,04 0,06 0,04 1	0,14 0,06 0,13 0,13 0,10 —0,02 1	0,90 —0,17 0,78 0,76 0,73 0,06 —0,04 1	—0,48 0,20 —0,51 —0,54 —0,44 —0,12 —0,06 —0,37 1	0,24 —0,10 0,31 0,64 0,24 0,08 0,07 0,30 —0,31 1	0,08 —0,04 0,23 0,08 0,07 —0,06 —0,02 0,09 —0,07 0,07 1	0,68 —0,06 0,60 0,59 0,60 —0,09 0,04 0,62 —0,34 0,19 —0,22 1
сл Среднее квадрати-	0,41	1,98	0,08					3,9					
* ческое отклонение				5,40	1,14	4,42	1,33		0,64	0,01	0,05	0,73	0,07
Примечание. Выделены значимые коэффициенты корреляции. Здесь и далее SPtd — платиноиды
Рис. 2.7. Классификация сплошных пирротиновых руд:
а —по химическому составу (13 признаков); б — по отношению содержаний Си. Ni: 1 —
массивные (однородные) мелкозернистые; 2 — петельчатые (крупноблоковые).
3,5 -
ОО
ОО
ООО
ОО
• о
ООО
ОО ОО
оооооо
Пирротиновые, кубанитовые и талнахитовые (моихукитовые)
руды, исходя из особенностей их вещественного состава, следует
обогащать по разным схемам: пирротиновые — с получением мед-
ного, никелевого и пирротинового концентратов; кубанитовые —
с выделением или без выделения пирротинового концентрата; тал-
нахитовые (моихукитовые) — с получением только медного и
никелевого концентратов и, наиболее целесообразно, без выделе-
ния отвальных хвостов. Таким образом, выделяемые природ-
ные типы руд одновременно являются и технологическими. В обо-
гащении каждого из них отмечаются определенные особенности:
в пирротиновых рудах основная трудность заключается в высво-
бождении из пирротина тонкозернистого пентландита, халькопи-
ритовые характеризуются разной окисляе^остью сульфидов меди,
а кубанитовые — различием во флотируемости кубанита и халь-
копирита и наличием нескольких модификаций пирротина и пент-
ландита.
68
Таблица 2.23
Нагрузка на главные компоненты (пирротиновые руды)
Компонента
Признак	' 1	П	ш	IV
Ni	0,29	0,75	0,26	0,02
Си	0,92	0,99	—0,09	0,11
Со	—0,16	0,34	0,01	'0,01
S Ptd	0,94	0,01	0,07	0,16
Pt	0,93	—0,14	0,09	—0,11
Pd	0,88	0,05	—0,08	0,10
Au	0,05	—0,41	0,22	—0,49
S	0,13	0,50	0,50	—0,30
Cu/Ni	0,86	—0,22	—0,24	0,13
Co/Ni	—0,61	—0,01	—0,29	0,18
Pt/Pd	0,44	0,38	—0,29	—0,38
Cu/S	0,09	—0,29	0,61	0,69
(Cu+Ni)/S	0,73	0,22	—0,42	—0,10
Дисперсия, %	41,19	11,18	9,04	8,15
Интерпретация компо- ненты	Медно-пла- тиновая	Медно-ни- келевая	Серная	Золотая
Кроме того, технологами отмечена разница между показате-
лями обогащения при одной и той же технологической схеме у
пирротиновых петельчатых и массивных руд, что объясняется
указанными выше особенностями их вещественного состава. По-
этому была сделана попытка разделить пирротиновые руды по
химическому составу (на основе анализа 147 проб). Полученные
в результате расчетов значения коэффициентов корреляции
(табл. 2.22) и нагрузок признаков на главные компоненты
(табл. 2.23) подтверждают такую возможность (рис. 2.7, а).
Из табл. 2.23 видно, что I компонента (медно-платиновая)
отражает влияние содержания в руде меди, платиноидов, отно-
шений меди к никелю и меди и никеля к сере, а II компонента
медно-никелевая — содержание в руде никеля, в меньшей степе-
ни — золота, кобальта и отношение содержаний платины к пал-
ладию. При последовательном уменьшении числа признаков мож-
но получить те же самые результаты по двум из них (содержа-
ние кобальта и отношение меди к никелю) и даже по одному
(рис. 2.7, б).
Таким образом, на примере руд разных генетических типов
ясно видно, что для содержательного анализа вначале лучше вы-
полнить классификацию по минеральному составу, затем заменить
его тесно связанным с ним химическим, в конечном счете сокра-
тив до минимума число признаков без потери информации о ти-
пах руд.
69
2.4.	Классификация руд по косвенным признакам
В ряде случаев в качестве разделяющего признака при обога-
щении руд не могут быть использованы прямые их характеристи-
ки, например содержание основных породообразующих оксидов,
а зачастую и содержание минералов в связи с трудностью их
определения. В этом случае для типизации руд пользуются их
косвенными характеристиками, выделяя совокупность признаков,
хорошо коррелирующих с основным.
В качестве примера можно предложить классификацию медно-
никелевых руд Печенгского района, значительно различающуюся
у разных авторов.
Г. И. Горбунов делит эти руды по способу отложения, мине-
ральному составу, текстурным особенностям и пространственному
положению на следующие типы: вкрапленные руды в измененных
интрузивных породах (серпентинитах) в нижних частях интру-
зивов; брекчиевидные руды в тектонических зонах на границе
массивов с вмещающими породами; сплошные сульфидные руды
в нижних частях рудных тел на контакте интрузивов и вмещаю-
щих пород или в тектонических зонах в сланцах; прожилково-
вкрапленные руды в сланцах. Среди вкрапленных руд в изменен-
ных ультраосновных породах выделены следующие разновидно-
сти: бедные, бедные беспирротиновые, богатые, приконтактовые
пятнистые руды.
В. А. Масленников и К. Н. Уткин выделяют два типа руд:
с сидеронитовой сульфидной вкрапленностью, согласной с первич-
нополосчатыми структурами течения, и оруденение, приуроченное
к наложенным структурам. В последнем выделяют следующие
разновидности руд: с вкрапленностью в гидротермально изменен-
ных (амфиболизированных и оталькованных) ультраосновных по-
родах; сплошные сульфидные (богатые) в оруденелых тектони-
ческих брекчиях; с вкрапленностью в пироксенитах и габбро;
безникелевое оруденение во вмещающих филлитах и туффитах.
Стремясь связать технологические свойства руд с их мине-
ральным составом, сотрудники комбината «Печенганикель» и
КФ АН СССР предложили минералого-технологическую класси-
фикацию серпентинитовых руд, содержащую 3 типа и 6 подтипов,
различающихся по обогатимости: 1. Легкообогатимые: а) руд-
ные брекчии, вкрапленные, крупновкрапленные и прожилково-
вкрапленные руды; б) крупновкрапленные руды. 2. Рядовые со
средними размерами сульфидных вкрапленников. 3. Труднообога-
тимые: а) со сложной формой вкрапленников; б) с мелкой и
пылевидной рудной вкрапленностью; в) с высоким содержанием
магнетита. Указанная классификация содержит в себе ценные
сведения о поведении минералов, слагающих руду, при ее пере-
работке, но неудобна для оперативного управления, так как
выделение типов основано на трудно определяемых признаках.
Позднее Л. В. Зеленская, В. Н. Макаров и Ю. А. Траубе,
исследовав в лабораторных условиях влияние химического соста-
70
ва руд на содержание никеля в хвостах флотации, приняли по-
следнее за основной технологический показатель и отнесли к ин-
формативным содержания в рудах никеля, меди, кобальта, серы;
магния, алюминия, титана и визуально оцениваемый размер
вкрапленников.
При исследовании влияния минерального и химического соста-
ва медно-никелевых руд на их поведение в процессе флотации
В. М. Изоитко и Г. Н. Машевским в сменных пробах руды на обо-
гатительной фабрике были изучены химический и минеральный
состав, размер зерен минералов, характер их границ, содержание
свободных сульфидных зерен и их сростков с магнетитом, нали-
чие включений и т. д. Исследуемые пробы подвергали рентгенов-
скому анализу с измерением их магнитной восприимчивости и не-
которых характеристик технологического процесса, соответствую-
щих времени отбора проб.
В качестве исходных признаков для оценки медно-никелевых
руд была использована совокупность признаков: содержания в
руде никеля (Ni), меди (Си), сульфидов (Sf), серы (S), каль-
ция (Са), алюминия (А1), талька (Tlk), кварца (Q) и серпенти-
на (Сх); отношение содержаний меди и никеля (Cu/Ni); магнит-
ная восприимчивость руды (ц); уровень пены (h) при одинаковых
технологических условиях; крупность сульфидных зерен, выражен-
ная содержанием (a4s) зерен крупнее 45 мкм, а также содержание
(ссер) их сростков с магнетитом (Mt). Выбор именно этих призна-
ков обусловлен следующими причинами: одна из наиболее важных
особенностей руды — содержание в ней никеля, зависящее от со-
держания пентландита и в меньшей степени — пирротина. Незна-
чительная часть никеля концентрируется в виде изоморфной при-
меси в магматических силикатах (оливин, пироксен), из которых
он не извлекается, теряясь в хвостах.
Содержание в руде меди обусловлено присутствием халькопи-
рита, и извлечение ее зависит от особенностей флотации послед-
него.
Содержание серы в руде связано с наличием в ней сульфидов
(пирротина, пентландита и халькопирита), содержание которых
в свою очередь зависит от условий рудообразования.
Отношение содержаний меди и никеля характеризует процесс
рудообразования, так как в гипогенных условиях, как показано
Г. И. Митенковым, медь в отличие от никеля не образует изо-
морфных примесей в решетках других минералов, кроме пентлан-
дита, где она представляет чисто минералогический интерес. Кро-
ме того, медь является более подвижным элементом, чем никель,
поэтому отношение Cu/Ni служит показателем зон разложения и
мобилизации и может указывать на смену минеральных типов.
Так, Г. И. Горбунов показал, что при повышении кислотности ме-
таморфизующих растворов и резком преобладании меди над нике-
лем сингенетические пентландит-халькопирит-пирротиновые руды
могут замещаться беспирротиновыми пентландит-халькопирит-
магнетит-борнитовыми.
71
Отношение S/Ni определяется степенью магнетитизации пирро-
тина [реакция (2.1)], происходящей одновременно с замещением
серпентином первичных силикатов [реакция (2.2)] с дальнейшим
выносом и переотложением элементов:
3FeS-|-5O2 = Fe3O4+3SO2;	(2.1)
3(Mg, Fe)2 SiO4+4H2O-f-SiO2-]-4O2 —>
2Mg3Si2O5 (OH) 4-J-2Fe3O4.	(2.2)
Поскольку содержание никеля в пирротине значительно мень-
ше, чем серы, то при этом возрастает относительное содержание
серы и отношение магнетита к сульфидам.
Крупность сульфидных зерен и содержание их сростков с маг-
нетитом также являются следствием условий рудообразования
(режима серы и кислорода, интенсивности перекристаллизации,
проявления метасоматизма в рудах и т. д.) и влияют на степень
раскрытия рудных зерен, которая, в свою очередь, определяет
качество концентратов и потери полезных компонентов в хво-
стах. Установлено, что при прочих равных условиях наиболее
трудно раскрываются вкрапленники с высоким содержанием маг-
нетита.
Магнитная восприимчивость руды обусловлена в большинстве
случаев присутствием магнетита и связана с ним линейной зави-
симостью с коэффициентом корреляции г=0,77. В некоторых ру-
дах она вызвана присутствием моноклинного пирротина с бо-
лее сложной зависимостью и меньшим коэффициентом корреляции
между ними.
Содержание в руде кальция и алюминия определяется присут-
ствием нерудных минералов, а титана, кроме того, титаномагне-
титом и ильменитом.
Содержание в руде талька свидетельствует о гидротермаль-
ном изменении серпентинитов, содержащих метасоматические
сульфиды и поздние силикаты и отличающихся специфическими
особенностями обогащения: быстро переизмельчаются с потерей
части сульфидов в шламах; тальк, обладая высокой флотацион-
ной активностью, легко переходит в концентрат, разубоживая его.
Присутствие кварца свидетельствует о примеси оруденелых
филлитов, постоянно захватываемых при отработке руд в подо-
шве интрузива. В связи с относительной простотой их минераль-
ного состава и прожилково-вкрапленным характером развития
сульфидов описываемые руды должны сравнительно легко обо-
гащаться.
К технологическим признакам, зависящим от типа руды, отно-
сится прежде всего уровень пены, возрастающий при высоком
содержании легко флотирующихся минералов (карбонатов и таль-
ка). Поэтому показания автоматического датчика этого пара-
метра могут косвенно указывать на степень оталькованности руд,
а его резкое снижение при постоянстве переработки и уровня
пульпы характерно для легкообогатимых руд со значительным
содержанием сульфидов.
72
Таблица 2.24
Нагрузки на главные компоненты (медно-никелевые руды Печенгского района)
	По 18 признакам		По 5 признакам	
Признак	компонента			
	I	|	П	I	II
Mt	0,74	0,22			—
Ni	—0,66	0,65	0,61	—0,59
S	—0,80	0,51	—	—.
Си	—0,78	0,58	—	—.
Са	—0,33	—0,70	0,38	0,81
Ti	—0,38	—0,71	—•	—.
Al	—0,19	—0,45	—	—
h	—0,74	—0,26	0,84	0,27
Ц	0,82	0,36	—0,88	—0,24
Cf	—0,71	0,22	 —	—
«45	0,17	0,54				—.
«ср	0,25	0,58	—.	—-
Mt/Cf	0,62	0,14	—•	—.
Cx	0,13	0,16	—.	—.
Tlk	—0,63	—0,28	— —»	—.
Q	0,27	0,13	—-	—-
Cu/Ni	—0,76	0,35	0,74	—0,54
S/Ni	—0,74	0,11	—	—
Дисперсия, %	35	9,5	51	28
Интерпретация компо-	Тальково-	Петрогра-	Тальково-	Петрогра-
ненты	сульфидная	фическая	сульфидная	фическая
Для визуального представления и изучения полученных на-
блюдений в 18-мерном пространстве признаков исходная система
наблюдений спроектирована на плоскость первых двух главных
компонент вектора исходных признаков, анализ которых (табл. 2.24)
в соответствии с нагрузками исходных признаков показывает, что
I компонента характеризует измененность пород (рост ее в поло-
жительную сторону связан с процессами серпентинизации и маг-
нетитизации, а в отрицательную — с развитием талька), II компо-
нента отражает содержание в руде сульфидов (рис. 2.8, а). Про-
бы, сконцентрировавшиеся в каждой из выделенных групп, близки
по свойствам и могут характеризовать соответствующие типы руд
(табл. 2.25).
Первые два типа руд (I и II) представляют собой оруденелые
серпентиниты, степень изменения которых возрастает. Содержание
кальция уменьшается за счет замещения пироксена серпентином,
а содержание магнетита, развивающегося по пирротину и в от-
дельных участках по пентландиту и оливину с одновременным за-
мещением его серпентином, увеличивается, в результате чего воз-
растает магнитная восприимчивость руды. При разложении пир-
ротина выносятся содержащиеся в нем никель и сера и частично
73
Ni (0,61)
h (0,84)
Cu/Ni (0,74)
Са (-0,70)
Ti (-0,71)
Al (-0,45)
б
Mt (0,74)
A (0,82)
Cf (0,71)	A
A
Ni (0,65)
S (0,51)
• Cu (0,58)
a45(0,54)
oo
o°0°P % о
> О IV о
° U OO
о0 о о о
Са (0,81)
BQ
о
o°
o °Ni (- 0,66) Cu (-0,78) h(- 0,74)
ocl Tlk (— 0,63) S (-0,80)
Д(—0,88)
А 1
6
Рис. 2.8. Классификация вкрапленных медно-никелевых руд Печенгского района:
а — по 12 признакам; б — по 5 признакам; Mt — магнетит; Tlk — тальк; Cf — сульфиды;
а<5 — содержание крупных зерен сульфидов; ц — магнитная восприимчивость; й — уровень
иены. Руды; / — неизмененные легкообогатимые; 2 — серпентинизированные; 3 — слабо
©талькованные; 4 — сильно оталькованные; 5 — жильные кальцит-хлорит-тальковые; 6 —
в пироксенитах
содержащиеся в халькопирите медь и сера, вследствие чего в ру-
де уменьшается содержание сульфидов. В результате происходя-
щих процессов оба типа руды характеризуются положитель-
ными значениями I и II компонент с их возрастанием от I
ко II типу.
Следующие два типа руды (III и IV) объединяют оталькован-
ные серпентиниты, образующиеся в результате гидротермального
метаморфизма с развитием более поздних силикатов (тальк, хло-
рит, амфибол), интенсивно замещающих реликты оливина, пиро-
ксена и серпентин, что наиболее сильно проявляется в нижних
частях интрузивов и вблизи тектонических нарушений. Содержа-
ние кальция переменно, зависит от наличия реликтов кальцие-
вого пироксена и наиболее позднего из гидротермальных минера-
ралов — кальцита. Происходит переотложение сульфидов с возра-
станием их содержания в зонах мобилизации одновременно с ни-
келем, медью и серой. Существенное значение приобретают раз-
меры сульфидных вкрапленников и содержание их сростков с маг-
нетитом.
74-
Таблица 2.25
Классификация медно-никелевых руд Печенгского района
Содержание, %
2
«3?
S
s
S
Оруденелые породы

s
s
s
S
* 2
щ §
S
S
S
S
s s
c s
s
g eg
II
III
IV
V
VI
Серпентинизиро-
ванные пироксени-
ты
Серпентиниты
Оталькованные
серпентиниты
Тальковые породы
Кальцит-пиро-
ксен-тальковые по-
роды
Пироксенитовые
породы
0,5
0,5
55
65
58
56
49
57
7
12
1,4
1,2
1,2
0,7
0,8
1,5
0,5
0,8
0,7
0,8
5,0
0,5
16
16
11
10
1,3
1,9
1,3
1,0
1,0
1,7
1041
1104
996
912
893
1094
49,6
54,2
48,8
50,9
47,2
45,4
s
s
s
X

s
2
1
5
4
3
2
6
5
4
2
1
1
5
4
4
8
2
2
4
2
5
4
9
3
9
7
8
9
5
5
7
5
7
3
В связи с постепенным увеличением содержания талька в ру-
де резкую границу между рудами III и IV типов провести трудно.
Они характеризуются отрицательной I компонентой с уменьше-
нием ее от III к IV типу (по мере усиления оталькования) и
переменным знаком II компоненты, что объясняется указанными
выше геологическими особенностями. Для уточнения границы
между существенно серпентиновыми и оталькованными рудами в
дальнейшем желательно использовать содержание магния.
В руде V типа объединяются поздние тальково-карбонатные
жилы тектонических зон с низким содержанием сульфидов (пирит,
гексагональный пирротин) и магнетита (и соответственно с низ-
кой магнитной восприимчивостью), но с высоким содержанием
кальция.
Руды VI типа представляют собой существенно пикроксено-
вые прослои среди серпентинитов, значительное содержание каль-
ция в которых объясняется присутствием кальциевого пироксена,
а титана — относительно высоким содержанием титаномагнетита,
распадающегося на ильменит и магнетит, с которым связана по-
вышенная магнитная восприимчивость. Сульфиды присутствуют в
виде бедной сингенетической вкрапленности.
Анализ корреляционной матрицы (табл. 2.26) выявил четыре
группы тесно связанных между собой признаков: 1) Ni, S, Cu/Ni,
Cf, S/Ni; 2) Mt, ц; 3) Tlk, A; 4) Ca, Ti. В первой группе эти при-
знаки определяются присутствием в рудах сульфидов, во второй —
главным образом магнетита, в третьей — талька, в четвертой—•
75
Корреляционная матрица
Компонент	Mt	1 Ni	s	Cu	Ca	TI	i Al | 1
Mt Ni S Си Са Ti Al h Ц Cf «45 (Хер Mt/Cf Cx Tlk Cu/Ni S/Ni	1	—0,32 1	—0,43 0,92 1	—0,47 0,94 0,92 1	—0,33 —0,08 0,00 —0,09 1	—0,44 —0,19 0,01 —0,10 0,65 1	-0,26 —0,17 0,05 —0,12 0,48 0,56 1
Среднее со- держание, %	2,85	—			2,46	1,07	1 1 2,69
Дисперсия, %	2,85	0,05 ।	i 1 1 0,21 1	1 1 0,03	0,16	0,05	0,19
Таблица 2.26
h	р-	Cf	“45	“ср	Mt/Cf	Cx	Tlk	Cu/Ni	S/Ni
-0,57 0,33 0,43 0,40 0,41 0,44 0,04 1	0,77 —0,25 —0,42 —0,42. —0,43 —0,55 -0,31 -0,74 1	—0,26 0,69 0,72 0,66 0,22 0,00 0,03 0,45 —0,42 1	0,24 0,20 0,17 0,10 -0,39 —0,27 —0,08 —0,15 0,26 —0,10 1	0,22 0,19 0,09 0,13 -0,43 —0,34 —0,09 -0,37 0,36 —0,16 0,39 1	0,45 —0,26 -0,38 —0,36 —0,22 —0,21 —0,12 —0,37 0,50 —0,52 0,21 0,39 1	-0,11 0,04 0,01 0,07 —0,03 —0,02 0,05 —0,23 0,24 —0,29 0,10 0,11 0,13 1	—0,49 0,21 0,28 0,31 0,33 0,33 —0,08 0,66 —0,60 0,39 —0,35 —0,23 —0,33 —0,34 1	—0,57 0,62 0,70 0,85 -0,12 0,06 , 0,00 0,38 -0,27 0,43 -0,44 0,03 —0,39 0,08 0,34 1	-0,47 0,45 0,75 0,55 0,08 0,33 0,39 0,41 ,—0,55 0,46 0,08 -0,07 -0,42 0,05 0,27 0,62 1
3,47	9,89	8,16	7,2	9,91	1,22	62	7,7	0,41	3,02
54,9	76,0	1,62	4,96	8,01	0,50	6,2	3,9	0,03	0,2
некоторых силикатов. Это позволило сократить число признаков,
оставив в качестве исходных Ni, Cu/Ni, р, h и Са.
В связи с тем, что методика экспрессного определения талька в ассоциации
<с другими слоистыми силикатами отсутствует, в первом приближении можно
воспользоваться таким признаком, как уровень пены или магнитная восприим-
чивость, учитывая высокий коэффициент корреляции между ними.
Характеристика новых полей (рис. 2.8, 6} менее четкая, но об-
щие ранее полученные закономерности сохраняются.
Технологическая оценка выделенных типов руд показала, что
из руд I типа получаются хорошие концентраты при высоком
извлечении никеля. При усилении серпентинизации (II тип) кон-
центраты более бедные, так как разубоживаются сросшимися с
сульфидами вторичными силикатами и магнетитом. С ростом
оталькования (III и IV типы) качество концентратов ухудшается,
повышаясь только при снижении уровня пульпы во флотацион-
ных машинах, уменьшении выхода и увеличении потерь металлов.
Несмотря на повышенное содержание никеля в рудах этих типов,
по показателям обогащения они уступают руде I типа.
Жильные кальцит-хлорит-тальковые руды (V тип), несмотря
на низкое содержание никеля, по качеству получаемого из них
концентрата занимают второе место после руды I типа, так как
содержат легко выделяемый крупнозернистый пирротин. Но при-
сутствие флотоактивных минералов (карбонатов, хлорита) неже-
лательным образом влияет на ход процесса, повышая содержания
никеля в хвостах.
Руды VI типа с бедной сингенетической вкрапленностью суль-
фидов в пироксенитах, их сложной формой и тесным срастанием
с силикатами дают бедные никелем концентраты и хвосты.
Этот же метод типизации руд по косвенным признакам исполь-
зован при классификации руд Удоканского медного мес-
торождения, являющегося практически монометалльным.
•Основная масса руд представлена вкрапленностью сульфидов ме-
ди (халькозина, борнита, халькопирита) в окварцованных песча-
никах. Редко встречаются ковеллин, халькантит, куприт, хризо-
колла, тенорит, самородная медь.
Для зоны окисления характерно распространение сульфатных
(брошантит, антлерит) и кислородно-карбонатных соединений ме-
ди (малахит, реже — азурит). Установлены две четкие парагене-
тические ассоциации: борнит и халькозин с магнетитом и халько-
пирит с пиритом.
На основании геолого-технологического картирования Гинцвет-
метом и Механобром предложена следующая классификация руд
по степени их окисленности: сульфидные, относительное содержа-
ние окисленной меди до 30%; смешанные — 30—70 %; окислен-
ные — более 70 %.
Значительно различающиеся флотационные свойства сульфид-
ных (халькопирит, халькозин, борнит), сульфатных (брошантит,
антлерит) и карбонатных (малахит, азурит) соединений меди вы-
звали необходимость выделения типов руд по преобладанию од-
77
Рис. 2.9. Классификация медных руд Удоканекого месторождения:
а — по минеральному составу; б — по 4 признакам. Руды: 1 — легкообогатимые халькопи-
ритовые; 2—рядовые халькозин-борнитовые; 3 — труднообогатимые малахит-брошантито-
вые; 4 — необогатимые с хризоколлой
кого из минералов меди. Поскольку минералогический и фазовый
анализы дороги, длительны и не вполне надежны, на первом эта-
пе классификации был использован целый ряд признаков: общее
содержание меди в руде (Си), содержание кремнезема (SiO2),
железа (Fe), алюминия (А1), калия (К), кальция (Са), серы (S),
халькопирита (Ср), халькозина (Сс), борнита (Во), броншанти-
та (Brt), малахита (Mai), магнетита (Mt), кальцита (СаСО3),
хризоколлы (Chr), отношение содержаний меди и железа (Cu/Fe)„
меди и серы (Cu/S), а также магнитная восприимчивость (ц),
концентрация водородных ионов (pH) в жидкой фазе пульпы на
сливе мельницы, окислительный потенциал (Eh) пульпы, электро-
проводность (х) жидкой фазы пульпы и расход (q) 10 %-ного сер-
нистого натрия на поддержание потенциала аргентитового элек-
трода на уровне —500 мВ (по отношению к насыщенному хлор-
серебряному электроду сравнения) в течение 10 мин.
Парные коэффициенты корреляции между показателями каче-
ства и переработки подтверждают известный факт повышенной
флотируемости халькопирита по сравнению со вторичными суль-
фидами меди и особенно сульфатами и карбонатами, сильную
отрицательную связь извлечения меди с содержанием хризоколлы
в руде и указанные выше парагенетические связи минералов ме-
ди и железа: ассоциация халькозина, борнита и магнетита оцени-
вается коэффициентами корреляции 0,41 и 0,72, а халькопирита
с серой — 0,98.
78
Таблица 2.27
Нагрузка на главные компоненты по данным минералогического анализа
(Удоканское месторождение)
Признак	Компонента			
	I	п	Ш	IC
Си	0,61	0,72	0,07	0,08
Ср	0,18	0,20	—0,89	—0,22
Сс	—0,29	0,78	0	0,36
Во	—0,67	0,57	0,22	—0,08
Brt	0,77	0,42	0,28	0,06
Mai	0,77	0,07	0,35	0,05
Mt	—0,83	0,25	0,32	0
>СаС0з	0,04	0,45	0,15	—0,85
Chr	0,09	—0,63	0,47	—0,18
Дисперсия, %	31	26	15	10
Интерпретация компоненты	Соотношение сульфидов ме- ди и минералов зоны окисления	Соотношение между извле- каемыми и не- извлекаемыми минералами меди	Соотношение халькопирита и хризоколлы	. Карбонатная
Электропроводность пульпы в значительной степени отражает
содержание в руде брошантита, который обладает наибольшей
растворимостью.
Окисленность руды в целом может быть оценена по соотноше-
нию Cu/Fe, расходу сернистого натрия и концентрации водород-
ных ионов, а окислительный потенциал пульпы зависит от содер-
жания в руде вторичных минералов меди.
Прежде всего с помощью МГК была выполнена классифика-
ция руд по их минеральному составу.
Каждая из выделившихся в плоскости первых двух главных
компонент групп точек характеризует руды с близкими техноло-
гическими свойствами, различающиеся как по составу рудных
вкрапленников, так и по обогатимости (рис. 2.9, а): I — легкообо-
гатимые руды (извлечение меди выше 80 %), состоящие главным
‘образом из халькопирита с примесью халькозина и борнита;
Л — рядовые руды (извлечение меди 60—75 %), представляющие
собой ассоциацию халькозина с борнитом и магнетитом; III—
труднообогатимые руды (извлечение меди 60—75 %), состоящие
из брошантита и малахита; IV — весьма труднообогатимые руды
(извлечение меди менее 50—60 %), в которых вся медь лока-
лизуется в хризоколле.
Анализ нагрузок исходных признаков на первые четыре ком-
поненты (табл. 2.27) показывает, что I компонента характеризует
79
соотношение карбонатов, сульфатов и сульфидов меди, представ-
ленных халькозином и борнитом (содержания Brt и Mai имеют
положительные нагрузки 0,77, а Сс и Во соответственно отрица-
тельные нагрузки 0,29 и 0,67); II компонента характеризует
соотношение между извлекаемой медью и медью в виде хри-
зоколлы (содержания Ср, Сс, Во, Brt имеют положительные на-
грузки соответственно 0,2; 0,78; 0,57; 0,42, а содержание Chr —
отрицательную нагрузку — 0,63); III компонента отражает соот-
ношение содержаний халькопирита и хризоколлы (Ср имеет боль-
шую отрицательную нагрузку — 0,89, a Chr — положительную
0,47); IV компонента связана с содержанием кальцита (нагруз-
ка — 0,85).
При использовании в качестве исходных признаков результа-
тов фазового анализа отмечается также четкое деление руд на
четыре группы (табл. 2.28). В этом случае I компонента харак-
теризует соотношение извлекаемых и неизвлекаемых (Сисв) форм
меди; II компонента — сульфидную медь (Сип и Сив имеют на-
грузки— 0,47 и —0,37, а Си0 и Сисв соответственно 0,69 и 0,7);
III компонента отражает соотношение первичных и вторичных
сульфидов; IV компонента — хризоколлу.
С целью типизации по косвенным признакам к исходным дан-
ным фазового анализа были добавлены параметры, поддающиеся
экспрессному контролю современными методами (S, ц, Mt, Cu/Fe)
или автоматически непрерывно измеряемые в условиях действую-
щих обогатительных фабрик (Eh, %, q).
Анализ нагрузок исходных признаков на главные компоненты
(табл. 2.29) показал, что введение новых признаков в основном
сохранило структуру II, III и IV компонент, однако I компонента
теперь характеризует степень окисленности руд (содержание окис-
ленной меди Си0 имеет нагрузку 0,91); рост ее значений в поло-
жительном направлении связан с увеличением электропроводно-
сти жидкой фазы пульпы, повышением расхода сернистого на-
трия, увеличением соотношения Cu/Fe и уменьшением магнитной
восприимчивости [14].
II главная компонента характеризует сульфиды меди и отра-
жает наличие парагенетической связи халькопирит — пирит. В нее
закономерно вошли с наибольшими нагрузками такие признаки,
как содержание первичной меди (нагрузка 0,78) и содержание
серы (нагрузка 0,84).
III главная компонента отражает парагенетическую связь
халькозина, борнита (нагрузка на Сив — 0,78) и магнетита (на-
грузка — 0,64).
IV главная компонента обусловлена содержанием в пробах
меди в виде хризоколлы (нагрузка на Сисв — 0,74).
Расположение выделенных групп точек на плоскости первых
двух главных компонент (рис. 2.9, б) соответствует основным па-
рагенетическим ассоциациям и технологическим представлениям
об особенностях руд Удоканского месторождения.
80
Таблица 2.28
Нагрузка на главные компоненты по данным фазового анализа
(Удоканское месторождение)
Признак	Компонента			
	I	п	III	IV
Си (общая) Сип (первич-	0,93	0,32	0	0,16
ная) Сив (вторич-	0,43	—0,47	0,71	0,29
ная) Си0 (окислен-	0,60	—0,37	—0,65	0,26
ная) Сисв (связан-	0,65	0,69	0,13	—0,29
ная)	—0,46	0,70	0	0,55
Дисперсия, %	41	28	19	11
Интерпретация компоненты	Соотношение извлекаемых и неизвлекаемых форм меди	Соотношение сульфидов, карбонатов ме- ди и хризокол- лы	Соотношение первичных и вторичных сульфидов	Хризокольная
Таблица 2.29г
Нагрузка на главные компоненты (Удоканское месторождение)
Признак	Компонента			
	I	п	III	IV
Сип	0,21	0,78	0,54	0,07
Сив	0,16	0,53	—0,78	—0,11
Cu0	0,91	—0,27	—0,02	-0.01
CllcB	—0,11	—0,57	0,21	—0,74
s	0,24	0,84	0,46	0
	0,52	0,41	0,35	—0,55
Eh	—0,10	—0,69	0,48	0,24
X	0,89	0,23	—0,08	—0,16
Mt	—0,57	0,13	—0,64	—0,11
Cu/Fe	0,94	—0,07	—0,15	—0,20
q	0,91	—0,22	0,02	—0,06
Дисперсия, %	37	25	18	9
Интерпретация компо- ненты	Степень окислен- ности	Сульфидная	Халькозин- борнит-маг- нетитовая	Хризоколь- ная
6 Зак. 283
81
Таблица 2.30
Нагрузка на главные компоненты (Удоканское месторождение)
Признак	Компонента		
	I	П	III
Си	0,91	0,19	0,35
S	0,45	—0,83	0„31
jvit	—0,61	0,26	0,74
Cu/Fe	0,91	0,39	—0,01
Дисперсия, %	56	24	19
Для ускорения и упрощения типизации основные разделяющие
признаки — содержание трудно определяемых рудных минера-
лов— были заменены хорошо коррелирующимися с ними косвен-
ными признаками (табл. 2.30): содержаниями Си, S, Cu/Fe и Mt.
Совокупность этих четырех признаков позволила определить сте-
пень окисленное™ руды: сочетание максимальных значений Си,
S и Cu/Fe свидетельствует о присутствии халькопирита, эта же
комбинация признаков с их минимальными значениями — о нали-
чии хризоколлы, а сочетание Си, Mt, S отражает борнит-халько-
зин-магнетитовую ассоциацию. Кроме того, содержание магнети-
та может быть заменено в первом приближении значением маг-
нитной восприимчивости [19].
Из рассмотренного видно, что классификацию и распознавание
типов руд месторождений, разных по генетической природе, мож-
но осуществлять по небольшому числу экспрессно определяемых
признаков, к которым относятся содержания породообразующих
юксидов (СаО, AI2O3, MgO), металлов (Си, Ni, Fe), серы, а также
некоторые физические свойства (например, магнитная восприим-
чивость). Классификационные признаки не обязательно влияют на
технологические показатели, но всегда связаны с ними тесной кор-
реляционной связью.
2.5.	Распознавание типов руд во взорванной массе
и при транспортировании
В связи с тем, что по горно-техническим условиям селектив-
ная выемка руд не всегда возможна, возрастает необходимость
распознавания типов руд по взорванной массе и в процессе транс-
портирования. Быстро и надежно определить классификационные
признаки можно с помощью ядерно-физического опробования
(табл. 2.31).
Для вкрапленных руд прежде всего определяют породообра-
зующие элементы (или минералы), а для сплошных — рудные.
J82
Таблица 2.31
Ядерно-физические методы определения признаков классификации в условиях
естественного залегания и отбитой горной массы
Элемент, соединение	Метод*	Вид, энергия вторичного излучения	Предел обнаружения, %	Месторождения
Са	PPM	Рентгеновское 3,093	, кэВ	0,5—1	Скарновые шеели- товые, медно-мо- либденовые
Са	СНГМ	Гамма 6,420; 5,901; 4,419 МэВ	1—3	То же
Fe	PPM	Рентгеновское 6,405 Kai, кэВ	0,5—1	
Fe	СНГМ	Гамма 7,647; 7,632 МэВ	1—3	J?
Mg	СНГМ	Гамма 3,916; 3,414; 2,828 МэВ	3—5	Медно-молибде- новые, медно-нике- левые
Si	СНАМ	Гамма 1,78 МэВ	1—3	То же
Си	PPM	Рентгеновское 8,044 (Ка, Си), 7,475 (Аа, Ni) кэВ	0,2—0,3	Медные, медно- никелевые
Ni	СНГМ	Гамма 8,999; 8,543; 8,121; 7,818; 7,915; 7,637; 7,306 МэВ	0,2—0,3	То же
S	СНГМ	Гамма 8,641; 7,800; 5,20; 4,87; 4,431; 3,221 МэВ	2—3	
К	СГМ	Гамма 1,46 МэВ	0,2—0,3	Вольфрамовые и молибденовые
Al	СНАМ	Гамма 1,78 МэВ	0,5—1	Скарновые, шеели- товые
H2O	ННМ	Медленные ней- троны	0,2—0,3	Руды зон дробле- ния
Rb	РРМ	Рентгеновское Ка	0,02—0,05	Жильные кварц- вольфрамитовые
CaF2	НАМ	Гамма 7,35 МэВ	0,2—0,5	Вольфрамовые
* PPM — рентгенорадиометрический; СНГМ — спектрометрический нейтронный гамма-
метод; СНАМ — спектрометрический нейтронно-активационный метод; СГМ — спектромет-
рический гамма-метод естественной радиоактивности; ННМ — нейтрон-нейтронный метод;
НАМ — нейтронно-активационный метод.
Кальций оценивают при классификации руд скарновых мес-
торождений, а также для расчета содержания в них кальцита или
флюорита главным образом с помощью рентгенорадиометриче-
ского метода с порогом чувствительности 0,5 % и глубинностью
сотые доли миллиметра или с помощью нейтронного гамма-метода
с меньшей чувствительностью.
Возможно одновременное определение кальция, железа, воль-
фрама при использовании одного источника нейтронов.
Флюорит в рудах можно определять также с помощью ак-
тивационного метода с источником быстрых нейтронов. Порог чув-
6*	83
ствительности в пределах 0,2—0,5 % СаЕг, что вполне достаточно
для технологического прогнозирования, так как влияние флюори-
та сказывается, начиная с содержания его в руде выше 1 %.
Железо определяют при классификации руд скарновых мес-
торождений рентгенорадиометрическим методом с порогом чувст-
вительности 0,3—0,5 % и глубинностью 0,05 мм, селективным гам-
ма-гамма-методом (порог чувствительности 1—3 %, глубинность
.1—5 см) и нейтронным гамма-методом.
Калий определяют для оценки содержания биотита в оруде-
нелых биотитовых роговиках и гидротермально измененных интру-
зивных породах среднего состава. В месторождениях с интенсивно
развитой и связанной с оруденением калишпатизацией пород кор-
реляции между содержаниями калия и биотита нет и следует
использовать повышенную магнезиальность биотитизированных
пород (например, в гидротермальных медно-молибденовых место-
рождениях) .
Для расчета содержания калия применяют гамма-метод есте-
ственной радиоактивности (порог чувствительности около 0,2 %)
и рентгенорадиометрический метод с пределом обнаружения 0,5—
1 % КгО (в пробах) и 0,2—0,3 % в коренном залегании.
Магний определяют для дифференциации оруденелых интру-
зивных пород в многофазных батолитах (медно-молибденовые
месторождения), метасоматических изменений (присутствие био-
тита и талька в породах среднего и основного состава) и распо-
знавания природных типов вкрапленных руд в дифференцирован-
ных интрузивах медно-никелевых месторождений.
Для распознавания типов сплошных медно-никелевых руд, как
показано выше, необходимы данные о содержании в них меди, ни-
келя и серы. Первые два элемента в этих рудах определяют с по-
мощью рентгенорадиометрического (предел обнаружения 0,2—
0,3 %, глубинность 0,1—0,2 мм) и нейтронного гамма-метода (пре-
дел обнаружения 0,2—0,3 %), а серу — нейтронным гамма-мето-
дом (предел обнаружения 1—2 %, глубинность 20—30 см) и
;рентгенорадиометрическим.
Магнитную восприимчивость измеряют с помощью магнитомет-
ров различных типов.
Ядерно-физические методы позволяют определять целый ряд
свойств руд, отрицательно влияющих на их переработку, по кос-
венным признакам. Так, важным, а иногда и решающим свойст-
вом руды является крупность выделений рудных минералов. Ее,
•естественно, учитывают при классификации руд, так как каждый
природный тип характеризуется определенным средним размером
и пределами колебаний вкрапленников. Кроме того, в ряде слу-
чаев по косвенным признакам удается оценить размер вкрапленни-
ков, прямое статистически надежное измерение которых в преде-
лах месторождения достаточно сложно, длительно и дорогостояще.
Так, в скарновых месторождениях, где образование шеелита в
гидротермальную стадию сопровождается развитием кварцевых
прожилков и выщелачиванием кальция из плагиоклаза, размер
«4
вкрапленников можно оценить по содержанию в руде этих двух
минералов. Содержание в руде плагиоклаза легко рассчитать по
натрию, а кварца — по SiO2.
В месторождениях с развитой стадией грейзенизации размер
зерен рудных минералов обычно пропорционален ее интенсивности
и в ряде случаев может быть оценен по содержанию минералов,
«богатых летучими компонентами (топаза, флюорита, мусковита).
Так, размер зерен шеелита в скарново-грейзеновом месторожде-
нии Восток-2 увеличивается одновременно с увеличением содер-
жания в руде шеелита и арсенопирита (г=0,84), в рудах воль-
фрамитового месторождения Калгута — одновременно с увеличе-
нием содержания мусковита.
Содержание в руде месторождения Восток-2 арсенопирита, в
свою очередь, легко определить по мышьяку (г = 0,95), а муско-
вита в рудах Калгуты — по калию.
На месторождениях вольфрамита при интенсивном развитии
-сульфидов происходит его растворение с образованием пустот вы-
щелачивания и уменьшением размеров зерен вплоть до полного
исчезновения. Таким образом, содержание сульфидов, которое
легко определить по сере, является технологической характери-
стикой руды не только потому, что для их отделения от вольфра-
мита требуются дополнительные операции, но и потому, что воз-
растание содержания сульфидов в руде косвенно указывает на
возможное уменьшение размеров зерен вольфрамита.
Известно, что для всех скарново-шеелитовых месторождений
исключительно сильно влияние (рис. 2.10) так называемого кар-
бонатного модуля [17, 44]
„ СаСО3 + CaFo
А —------—-----
WO3
Учитывая значительное влияние кальцита и флюорита на по-
казатели переработки, необходимо постоянно иметь данные об их
содержании в руде. Если содержание в руде полезных компонен-
тов определяют при подсчете запасов, то оценка содержаний каль-
цита и флюорита требует применения длительного и не очень точ-
ного анализа. Поэтому была сделана попытка их расчета через
экспрессно определяемые содержания СаО и AI2O3 (или Fe).
В целом для всех исследованных руд для оценки вклада каждого
компонента действительны уравнения
CaCO3+CaF2 = 0,84CaO+0,01Al2O3—24,9;
CaCO3+CaF2 = 0,8CaO4-0,25Fe~14,
а непосредственно для расчета — уравнения
CaCO3+CaF2 = l,7CaO+0,03Al2O3-24,9;
CaCO3+CaF2=l,66CaO-l,26Fe-14.
В обоих случаях коэффициент множественной корреляции не
превышает 0,56, что объясняется изменением связей входящих в
85
е,%
Рис. 2.10. Зависимость из-
влечения 8 WO3 из шеели-
товых руд от карбонатного
модуля /С.
Содержание WO3 в руде, %:
/ — 0,18—0,19; 2 — 0,16; 3 — 0,15;
4 — 0,14;	5 — 0,12—0,13; содер-
жание WO3 в концентрате, %;
I — 45—60; II — 40—45; III —
35-40; IV — 25-35
формулы компонентов (СаО, А12О3, Fe) между собой в зависимо-
сти от типа руд. Поэтому были рассчитаны уравнения для руд
разных природных типов, причем коэффициенты в них значитель-
но отличаются друг от друга. Так, для биотитовых роговиков Тыр-
ныаузского месторождения
CaCO3+CaF2 = —ОДСаО—l,95Fe+13,67;
CaCO3+CaF2 = —0,32СаО-0,57А12О3—7,03,
а для скарнов
CaCO3-J-CaF2 = 1,29СаО-0,63А12О3—19,8;
CaCO3+CaF2 = l,07CaO-l,26Fe=0,88.
Для шеелитовых руд в скарнах Ингичкинского месторождения
СаСО3 = —0,6СаО-0,08А12034-15,03;
СаСОз = — 0,77+0,5Feo6m+9,39.
Проверка выведенных уравнений по данным анализов отдель-
ных проб показала, что точность и надежность расчетов зависят
от однородности состава природных типов руд, т. е. заметно по-
вышаются при переходе от нерасчлененных руд к отдельным ти-
пам: коэффициент множественной корреляции изменяется от 0,7
до 0,8. Сравнение расчетных данных с фактическими выявило
86
абсолютную погрешность определения, равную для биотитовых
роговиков 0,5 %, а для скарнов —5,5 %, что сопоставимо, а иногда
превышает точность химических анализов.
Таким образом, определив по диаграмме Са—Fe тип руды,
можно рассчитать содержание в ней кальцита и карбонатный мо-
дуль, а следовательно, прогнозировать извлечение для тех руд-
ных тел, где этот параметр является решающим.
2.6.	Распознавание типов руд при управлении процессами
обогащения
Несмотря на то, что технологические сорта руд часто выделе-
ны и геометризованы, в работе действующих обогатительных фаб-
рик все-таки наблюдается несоответствие между составом и свой-
ствами планируемой и поступающей на фабрику шихты. Такое
расхождение может быть вызвано разными причинами: сложными
горнотехническими условиями отработки месторождения, одновре-
менным вовлечением в переработку большого числа рудных тел
при отсутствии усреднительных складов, неправильно выбранными
для усреднения показателями качества руды, недостоверными све-
дениями о руде, положенными в основу планирования, и т. д.
Кроме того, в отдельных переделах минеральная смесь значи-
тельно отличается от подаваемой на фабрику руды вследствие
применяемых технологических воздействий, далеко не всегда оди-
наковых. Поэтому на том или ином участке фабрики часто не
удается использовать сведения об исходной руде, а приходится
определять минеральную смесь (технологическую ассоциацию)
непосредственно в ходе технологического процесса для решения
задач его оптимизации.
На Тырныаузской обогатительной фабрике
была сделана попытка в полной мере использовать данные по
классификации минеральных смесей как основу для индентифика-
ции объектов управления при создании автоматической системы
управления процессом доводки грубых шеелитовых концентратов,
являющихся конечной стадией технологической схемы переработ-
ки вольфрамо-молибденовых руд.
В процессе обогащения происходит изменение состава руд,
так как одни минералы довольно легко отделяются в хвосты, а
другие, близкие по свойствам к шеелиту, проходят по всей техно-
логической цепочке, в той или иной степени загрязняя концен-
траты. Таким образом, из природных типов, поступающих на фаб-
рику в определенном соотношении, в питании цикла доводки обра-
зуются новые технологические ассоциации, характеризующиеся
различной обогатимостью. Попытка классификации таких ассо-
циаций (промпродуктов) была сделана на основе информации о
составе питания доводки (о содержании минералов — кальцита,
флюорита, шеелита, молибдена, пироксена, амфибола, биотита,
кварца и сульфидов, а также о содержании основных компонен-
тов— триоксида вольфрама, алюминия, серы и железа). Кроме
87
Рис. 2.11. Классифи-
кация технологиче-
ских ассоциаций на-
Тырныаузской обо-
гатительной фабрикег
/ — труднообогатимые^
2 — рядовые; 3 — легко-
обогатимые
того, измеряли содержание WO3 в концентрате (pwo3) и уровень
пены (/г), характеризующий типы перерабатываемых смесей и:
неучитываемые возмущения, создаваемые предыдущими циклами
обогащения.
Результаты классификации по уровню пены позволили выде-
лить три вида технологических ассоциаций: труднообогатимые^
рядовые и легкообогатимые (рис. 2.11). Их изучение с учетом ве-
щественного состава показало, что труднообогатимые ассоциации
представляют собой продукт переработки руд существенно кар-
бонатного состава (/ тип), легкообогатимые — руд с преоблада-
нием алюмосиликатов (// тип), а рядовые — шихту алюмосилика-
тов и карбонатов (III тип).
Таким образом, основные особенности руд, отраженные при их
классификации (четкое разделение по свойствам на карбонатную,
алюмосиликатную и промежуточную группы), сохраняются после
их переработки и наследуются образующимися технологическими
ассоциациями.
Средний состав выделенных ассоциаций и технологические по-
казатели их обогащения приведены в табл. 2.32. Однако для опе-
ративного распознавания групп необходимо иметь набор таких
признаков, которые можно определять экспрессными методами
или с помощью автоматических датчиков. С этой целью, учитывая
полученные результаты расчета парных коэффициентов корреля-
ции (табл. 2.33) и генетическую связь содержания железа с дру-
гими компонентами в природных типах руд (прямую с алюмоси-
ликатами и обратную с кальцитом и флюоритом), оказалось воз-
можным сократить число признаков классификации до трех: со-
держание в питании триоксида вольфрама, содержание железа,
а также уровень пены, что обеспечивает возможность с помощью
соответствующих приборов и средств вычислительной техники
88
Таблица 2.32
Характеристика технологических ассоциаций
. Показатель	Технические ассоциации ~		
	Трудно- обогатимые	Рядовые	Легко- обогатимые
Химический состав, %:			
СаСОз	63,9	62,2	59,4
CaF2	14,5	13,9	13,7
WO3 (усл. ед.)	3,34	3,74	4,87
Мо (усл. ед.)	0,19	0,2	0,2
MO/WO3	5,9	5,5	4,4
А12О3	2,2	2,4	3,6
Fe	1,8	2,1	3,0
Минеральный состав, %:			
‘кальцит	67	64	62
'флюорит	17	16	15
:шеелит	5	6	7
.пироксен, амфибол	3	4	6
’биотит	5	4	3
кварц, плагиоклаз	3	5	5
сульфиды	1	1	2
'Содержание WO3 в концентрате			
$wo3, %	42	47	53,9
Уровень пены h, см	22,4	24	25,9
‘Число проб	18	51	31
Таблица 2.33
Корреляционная матрица
Признак	h	WO3	Pwo3	Mo “wo;	CaCO3	CaF2	ai2o8	Fe	Пи- рок- сен, амфи- бол	Биотит
Л WO3 Pwo3 MO/WO3 СаСОз CaF2 А120з Fe Пироксен, ^амфибол Биотит	1	0,32 1	—0,04 0,46 1	—0,21 —0,61 — 0,2 1	—0,1 —0,51 —0,28 0,43 1	—0,13 0,2 0,36 0,09 0,01 1	0,22 0,32 -0.08 -0,36 -0,44 -0.32 1	0,19 0,4 0,04 —0,46 —0,55 -0,38 -0,58 1	0,32 0,24 0,07 —0,22 —0,53 —0,39 0,41 0,53 1	-0,15 -0,34 -0,26 0,09 0,19 —0,08 —0,07 —0,23 -0,24 1
осуществлять оперативное распознавание поступающих смесей.
Для этой цели можно воспользоваться аппаратом распознавания
образов.
На основе полученной классификации определены математи-
ческие модели и рассчитана корреляционная матрица параметров
89
процесса доводки, причем коэффициенты математических моделей
по выделенным группам значительно различаются, а модели бо-
лее информативны, чем результаты идентификации, проведенной
для всей массы руды.
Другим примером управления технологическим процессом не-
посредственно на фабрике является использование моделей меж-
цикловой и основной флотации, построенных на обогатитель-
ной фабрике № 1 комбината «Печенганикель»
для каждого типа поступающих руд, определяемого с помощью
перечисленных выше признаков. Управление процессом основано
на том, что главными факторами, определяющими показатели обо-
гащения вкрапленных медно-никелевых руд восточной части Пе-
ченгского рудного поля, являются их минеральный состав и круп-
ность вкрапленников, а в качестве регулирующих воздействий
используются реагентный режим и уровень пены. Учитывая сла-
бую реакцию объекта на управляющие воздействия, к последним
следует отнести также режим измельчения.
Переход к исходным признакам позволяет получить уточнен-
ную модель флотации [39].
Следует отметить, что в ряде работ, посвященных идентифи-
кации типов руд перед флотацией, вместо прямой информации о
вещественном составе руд нередко используются данные о харак-
тере их изменений, происходящих во флотационном процессе. Осо-
бый интерес представляет использование в качестве идентифика-
ционных признаков характеристик ионного состава жидкой фазы
флотационной пульпы. Так, на одной из медных фабрик по элек-
тропроводности фильтрата пульпы охарактеризована степень
окисленности руды. На Зыряновской фабрике Б. Г. Кулешевым
подтверждена возможность оценки качества поступающих руд по
расходу сернистого натрия, управляемого от системы стабилиза-
ции потенциала электрода, измеряющего концентрацию сульфид-
ных ионов. Л. А. Глазуновым также показана возможность оцен-
ки типа перерабатываемых руд по остаточной концентрации суль-
фидных ионов.
В последнее время широко развиваются работы по идентифи-
кации типа руды в зависимости от ее поглотительной способности
(от градиента остаточной концентрации ксантогената в пульпе).
Опыт типизации руд многих месторождений показывает, что
отсутствие среди признаков идентификации данных по минераль-
ному и химическому составу руд крайне нежелательно, так как
это затрудняет или делает невозможным установление соответст-
вия перерабатываемого сырья и исходной руды, а также объяс-
нение физического смысла многих процессов обогащения.
На обогатительных фабриках, как и при горнотранспортных
работах, экспрессное определение классификационных признаков
производится с помощью дифрактометров (минеральный состав),
квантометров (химический состав) и магнитометров (магнитная
восприимчивость).
90
Распознавание руд непосредственно на фабрике актуально и
для зарубежных исследователей. Единственной известной зару-
бежной работой по применению компонентного анализа для клас-
сификации флотационного питания является статья Финлоу и Ба-
трума [63], в которой исследована взаимосвязь показателей каче-
ства руды (содержания СаО, AI2O3, SiO2, Си, Fe и S) с техноло-
гическими показателями халькопиритовой флотации. Показано,
что содержание кальция в руде является основным признаком,
который может быть использован для типизации сырья.
В заключение следует отметить, что места и способы класси-
фикации руд и управления их качеством следует выбирать, исходя
из условий добычи, транспортирования и технологической схемы
переработки руд, причем все варианты необходимо оценивать эко-
номически.
Глава 3 МЕТОДЫ ДЕЗИНТЕГРАЦИИ
3.1.	Физическая модель дезинтеграции*
Управлению дезинтеграцией в общем случае и взрывной под-
готовке горного массива в частности посвящено большое количе-
ство исследований (работы Е. И. Шемякина, В. И. Ревнивцева,
Г. П. Демидюка, М. М. Фугзана, Н. Н. Фаддеенкова и др.). Мно-
гие авторы [36, 53, 54, 56] в качестве физической модели пред-
лагают рассматривать иерархическую организацию процесса
разрушения, согласно которой существует дискретный набор
уровней структур дефектов (вложенных одна в другую). Если
через N обозначить число уровней в указанной иерархии, а через.
Ai удельную (поверхностную) энергоемкость разрушения i-ro уро-
вня (1=1,..., N), то в соответствии с моделью принимается, что»
... ^AN.	(3.1)'
Данное неравенство указывает на то обстоятельство, что при
переходе на каждый следующий уровень дефектности (первый
уровень соответствует самой крупной структуре, последний — са-
мой мелкой) удельные энергозатраты на образование единицы
площади поверхности растут. При этом следует отметить, что-
из-за дискретности распределения уровней указанный рост скач-
кообразен.
Взрыв, развивая трещиноватость каждого уровня, приводит к
образованию соответствующих классов крупности горной массы,
оказывая непосредственное влияние на последующие операции
горнообогатительного передела, и может служить эффективным
«инструментом» совершенствования рудоподготовки.
Разложим энергию Е взрывного разрушения кусков некоторого-
объема Vo на три составляющие [56]:
E=Efe+Es+E0,	(3.2)'
где Ек — энергозатраты на перемещение кусков; Es — энергоза-
траты на образование новой поверхности; Ео — все остальные
«статьи расхода» энергии.
Величина Ek пропорциональна массе кусков, т. е.
Ek=yCkV.,	(3.3)
где у —объемная плотность; Ck — коэффициент пропорциональ-
ности.
Величина Es пропорциональна площади AS вновь образован-
ной поверхности:
Es = AsAS.	(3.4)
* Раздел написан Г. В. Гапоновым.
92
О коэффициенте As следует сказать особо. Под As понимается1
эффективная удельная энергоемкость разрушения, учитывающая
как энергию локальных пластических деформаций, так и энергии*
упругих волн, образующихся (и диссипирующих) при динамиче-
ском распространении трещины. Нельзя упускать из виду и нера-
венство (3.1), из которого вытекает, что удельная энергия As за-
дается одной константой лишь в том случае, когда образующиеся
при взрыве осколки соответствуют формированию магистральных:
трещин по одному определенному уровню дефектности.
В качестве условного коэффициента полезного действия т] про-
цесса может быть принята одна из двух величин:
т)==1— Ео/Е	(3.5>
или
л = 1-(Е0+Еа)/Е.
Обозначим общую начальную площадь поверхности взрывае-
мого объекта (как внутреннюю скрытую, так и видимую) через So>
а общую конечную площадь осколков — через S. Тогда можно>
записать следующие два соотношения:
S = Se-|-Sf;
So = Soe-|-Sof,
где нижними индексами е и / обозначены соответственно видимая
и скрытая части поверхностей.
В свою очередь, величины Sf и Sof могут быть представлены
в виде сумм:
Sf = Sfs+V;
Sof=Sofs4~Sof1',
где верхними индексами s и v обозначены соответственно трещи-
ны, имеющие общие точки с видимой поверхностью, и трещины
внутри куска.
В первом приближении можно принять, что площадь трещин,,
имеющих общие точки с поверхностью, пропорциональна площади-
поверхности, а площадь объемных трещин — объему [3], т. е.
Sofs = /Cs°Soe; Sfs = KsSe', 1
S0^=Kv°V0; Sfv=KvVQ, J
где Ks°, Ks, KVQ и — коэффициенты пропорциональности (явля-
ющиеся функционалами свойств разрушаемого материала я
взрывчатого вещества).
Итак, в результате взрыва происходит приращение площади
поверхности исходного объема материала, которое можно вычи-
слить по формуле
AS = S—So = Se+Sfs4-Sf °—SOe—Sof s—Sof ° = Se (1 -№) —
—Soe (1 + A's°) + Vo (Kv-K,0).	(3.6)-
93-’
Если Ks = Kso=K, через ASe обозначить разность Se—SOe,
а условный к. п. д. принять в соответствии с формулой (3.5), то,
подставив формулы (3.3), (3.4) и (3.6) в (3.2), придем к уравне-
нию баланса энергозатрат, которое имеет следующий окончатель-
ный вид:
Е== А(1+&) т^ + А(/<у-^0)
7]ДЗе	7]V0
Отметим, что последняя формула универсальна — она пригодна
для описания любой операции дезинтеграции (в зависимости от
входящих в нее параметров). Поэтому эту формулу можно исполь-
зовать при решении общей задачи оптимизации всей цепочки
взрыв — дробление — измельчение.
Теоретический подход к решению задачи управления кускова-
тостью базируется на той же иерархической модели [36, 54, 55];
энергоемкость дезинтеграции представляет собой сумму частных
энергозатрат на каждом из уровней структурной иерархии
N
Е= 2 Ei.	(3.7)
i=\
Однако при рассмотрении кусковатости необходимо учитывать
доли а/ объемов Vi от всего разрушаемого объема V, в которых
развитие трещин t-ro уровня завершается полным его раскрытием.
Введем следующие обозначения:
Vi=Vi/V;
l/=E/V;
Vi = Ei/Vi;
где U — средняя по всем уровням удельная работа разрушения;
Д-— удельная работа раскрытия t-ro уровня. Теперь формулу (3.7)
можно представить в следующем виде [45]:
лг
V= 2 aiUi,	(3.8)
/=1
где ai^cc2^ ...
Если обозначить через f(x) общую плотность распределения
кусковатости во всем разрушаемом объеме, а через fi(x)—рас-
пределение кусковатости внутри t-ro интервала, то получим
.f(x) = S (at— аг+1)Л(х)+ал<Ду(х); 0<x<Xj,	(3.9)
где Xi — максимальный размер кусков распределения Л(х).
Предположив единый закон перераспределения по крупности
разрушаемых кусков исходной совокупности получим выра-
жение для результирующего распределения [51]:
Ti
fi+i(x)= J fi(t)ri(t, х) d t; 0<х<Х+1,
где Ti и Хч-i — максимальный размер кусков соответственно до
и после дезинтеграции; х) —ядро преобразования.
•94
Соответствующий объем кусков d Vt+i в интервале крупности!
(х, x+dx) равен
Ti
d V,+i= J Vf^t)r,(t,x) dtdx,
где Vfi(t)dt — объем кусков исходной совокупности в интервале-
(/, f+df).
Наконец, удельная энергия разрушения
xi+l Ti
Ui+i= j j Ui+i (t,	x) d t d x,	(3.10)
где Ut+x (t, x)—удельная энергия, соответствующая изменению*
крупности кусков от t до х (в процессе разрушения).
В качестве примера использования приведенных формул рас-
смотрим взрывнсе дробление рудного массива блочной структуры.
В этом случае доминирующее влияние на образование кускова-
тости оказывает низкий (первый) уровень трещиноватости. При'
полном замыкании сети трещин этого уровня образуются так на-
зываемые естественные отдельности [48].
Сделаем следующие предположения [36]:
имеются всего два уровня дефектности, т. е. /<=2;
произошло образование естественных отдельностей, т. е. ai = U
Л(х) и /2(х) заданы уравнением Розина — Раммлера [25]
fi (х) = nixn‘~1 exp [— (x!xi)ni ] / x"s
где Xi и rii — параметры масштаба и формы распределения^
i=l; 2; Ui(TK, t) и U2(t,x) заданы в соответствии с энергетиче-
скими гипотезами Риттингера и Кирпичева — Кика [52]:
Ui(Tm, t) = Ai (Xi/Z—км/Тм);
t/2(^x)=A2[ln Xo+31n (t/x)],
где Xi, 1M, Xo — коэффициенты формы кусков. Отметим, что в прак-
тических случаях выполняются следующие неравенства:
Т/Тм < 1; Xi/Т < 1; х2/Х <С 1.
В условиях сделанных предположений формулы (3.8), (3.9) и-
(3.10) принимают вид:
1/=1/1 + а21/2;
Ц*) = (1-<и)Л(х)+Л(х);	(З.П)'
Ui=f Ui(Tm,	« Л1Л.Г(1—1/niJ/x.;	(3.12)
ь
i/2=A2[lnZ0—3 f lnxf2(x) dx+3J j ln/f1(/)r(/Ix)d/dx]. (3.13)
0	Ox
Используя дополнительно тот факт, что при интенсивном дроб-
лении крупноблочного массива Х<^хг, П1>1 и что для фикси-
95-
рованных условий взрывания удельная энергия взрыва Еи про-
порциональна удельной энергии разрушения
V=r\EUt	(3.14)
где ц— кпд взрыва, из формул (3.11) —(3.13) получаем оконча-
тельное соотношение:
— 1пК» + 1п— + 7р------Ц +СА1Г (1 - -V(За2Х1) =
3	° х2 \ «2	п\1	\ n\lf
= \,4C2Ctq/a2-, q = Q/V,	(3.15)
где С1=Л1/Л2; С2=т)/Д2; Еи^4,2Сг Q/V-, С,— удельная энерго-
емкость ВВ; Q — масса заряда.
Формула (3.15) помимо своего прямого назначения оказывает-
ся полезной как в методологическом (анализ структуры), так и
в экспериментальном (оценка взрываемости) отношении. Испыта-
ния с целью определения минимального расхода ВВ, обеспечиваю-
щего разрушение горной массы по трещинам низшего порядка,
и исследования на различных месторождениях (Талнахское, Го-
ревское) выявили возможность организации оперативного коли-
чественного контроля гранулометрии, блочности и кусковатости
при промышленных взрывах.
Приведенные в сжатом виде результаты позволяют достаточно
точно оценить энергоемкость процесса множественной дезинтегра-
ции в целом и уже в настоящее время улучшить управление ре-
зультатами взрывного дробления в частности.
3.2.	Управление качеством дробления руды
Подготовка горной массы оптимальной кусковатости осуществ-
ляется при проведении буровзрывных работ как на карьерах, так
и на рудниках.
До недавнего времени основной задачей буровзрывных работ
на горных предприятиях черной и цветной металлургии являлось
обеспечение наибольшей технико-экономической эффективности, в
основном технологических процессов добычи руд и в меньшей сте-
пени процессов их переработки. При этом в качестве основного
показателя оценки эффективности процесса взрывной отбойки был
.принят такой показатель, как удельный расход взрывчатых веществ
(ВВ), обеспечивающий требуемые для последующих операций
выемки и погрузки горной массы кусковатость и рациональную
ширину развала взорванной руды при качественной проработке
подошвы уступа взорванного блока. В то же время анализ работы
железорудных комбинатов Кривбасса, «КМАруда» и предприятий
цветной металлургии показывает [5], что наиболее трудоемкими
и дорогостоящими процессами добычи и переработки железистых
кварцитов и руд цветных и редких металлов являются их транспор-
тирование, механическое дробление и измельчение, доля которых
в общих эксплуатационных затратах значительна, а эффективность
зависит в основном от степени дробления руд взрывом в забое.
•36
За последние годы (1980—1984 гг.) на отдельных рудниках и
особенно на карьерах наблюдается тенденция к увеличению удель-
ного расхода ВВ в 1,5—2 раза в целях повышения интенсивности
разрушения горной массы при одновременном возрастании эффек-
тивности последующей стадии рудоподготовки механического дро-
бления руд. Создавалась возможность в ходе горных работ осу-
ществить управление кусковатостью и прочностью исходной горной
массы, поступающей на переработку, за счет использования энер-
гии взрыва не только для отделения руды от массива, но и для
разупрочнения кусков отбитой руды.
Многочисленные промышленные испытания, проведенные на Ле-
бединском и Михайловском, «КМАруда», Северном, Ингулецком и
других комбинатах, убедительно доказали, что управление куско-
ватостью и прочностью исходной руды в процессе взрывной отбой-
ки руды — задача реальная и может быть решена за счет некото-
рого увеличения расхода взрывчатых веществ, изменения схем рас-
положения и конструкции зарядов, схем их взрывания и в целом
кинетики взрыва. В результате наблюдается заметное снижение
энергетических затрат на разрушение массива, а затем и горной
массы по всему циклу взрывные работы — механическое дробле-
ние— измельчение, так как часть энергии взрыва расходуется не
на образование новой поверхности и перемещение взорванной гор-
ной массы, а на создание сети зародышевых трещин Гриффитса,
разупрочняющих материал. Как следствие, разупрочнение исход-
ного материала приводит к резкому увеличению эффективности по-
следующих процессов дробления и измельчения.
Вследствие заметного сокращения содержания класса +300 мм
в отбитой руде и некоторого разупрочнения как мелких, так и круп-
ных кусков (+300; +1000 мм) появилась возможность I стадию
дробления осуществлять на руднике не только в стационарных, но
и в полусгационарных, передвижных дробильных установках, что
очень важно для расширения области внедрения циклично-поточ-
ной технологии горных работ. Дробилки в этом случае выполняют
в отличие от классической сверхмощной и особо прочной стацио-
нарной дробилки I стадии функции додрабливания разупрочнен-
ной руды, что особенно характерно для конусно-валковых дроби-
лок крупного дробления типа КВКД-1200.
Идея предварительного разупрочнения руды нашла воплощение
и в организации на новых основах стадий среднего и мелкого дро-
бления за счет использования дробилок новых конструкций типа
конусных инерционных, работающих на принципе объемного де-
формирования (а не раздавливания), что способствует развитию
сети зародышевых микротрещин, образованных при взрыве.
Общий расход энергии при такой организации процесса под-
готовки руды к раскрытию рудных минералов в барабанных мель-
ницах снижается, а селективность раскрытия повышается. При
этом уменьшается переизмельчение материала, что сокращает по-
тери металла при последующем обогащении. Следует иметь в ви-
ду, что рассматриваемый вариант организации взрывного дробле-
7 Зак. 283	97
ния с минимальным выходом класса крупности -|-300 мм оптима-
лен для шарового измельчения. При бесшаровом рудном само из-
мельчении, наоборот, необходимо определенное и постоянное со-
держание кусков крупного -|-300; -{-500 мм в руде, выполняющих
роль измельчающей среды.
При такой постановке задачи для варианта с шаровым измель-
чением руд целесообразно максимально использовать энергию
взрыва (разумеется, до определенных пределов), идущую на дро-
бление породы и раскрытие микродефектов в контактных зонах
между минералами, что должно обеспечить повышение производи-
тельности мельниц и извлечения полезных компонентов при обога-
щении.
Для варианта с самоизмельчением руд задача имеет противо-
положную цель — сохранение в горной массе определенного коли-
чества крупных и прочных кусков, обеспечивающих нормальное-
протекание процесса самоизмельчения. Здесь необходимо найти
такие рациональные параметры и приемы взрывной отбойки, ко-
торые позволяют обеспечивать качество взорванной горной массы,,
способствующее как нормальной работе забойного оборудования,,
так и сохранению необходимого соотношения измельчаемого и из-
мельчающих кусков крупности руды, что в конечном итоге создает
условия для достижения максимальной производительности мель-
ниц самоизмельчения.
Естественно, что при таких требованиях к исходной горной мас-
се применение при взрывной отбойке рудных массивов буровзрыв-
ных работ с едиными по карьеру параметрами без учета петрогра-
фического состава и структурных особенностей взрываемого мас-
сива не может способствовать достижению поставленной цели..
Доказательством этого являются данные, полученные на Лебедин-
ском ГОКе лабораторией технологии взрывных работ НИИКМА.
На разных рудных блоках здесь были использованы буровзрывные
работы с едиными параметрами. В результате в одних случаях
горная масса переизмельчалась (выход класса крупности +100 мм
составлял всего 10—20%), а в других недодрабливалась (выход
негабаритного класса крупности -{-1200 мм составлял 5—10 %, в
отдельных случаях достигая 15%). При такой подготовке горной
массы значительно снижалась производительность как горнотран-
спортного, так и дробильно-измельчительного оборудования, на-
блюдалась нестабильность их работы, в особенности мельниц само-,
измельчения типа ММС-70/23 [34].
Характерно, что опытно-промышленная проверка ведения буро-
взрывных работ с дифференцированными параметрами при повы-
шенном (до 30—50 %) удельном расходе ВВ, выполненная на
крупнейших ГОКах Кривбасса и «КМАруда», показала, что реали-
зация идеи сквозной подготовки горной массы по схеме взрывное
дробление — механическое дробление — измельчение позволяет уве-
личивать производительность экскаваторов и самосвалов на 15%,
дробилок на 30—80 %, мельниц на 10 % при снижении расхода
электроэнергии в цикле дробления на 30 % и в цикле измельчения
98
на 10 %. Одновременно наблюдается повышение качества концен-
трата на 0,2—0,5 % и производительности фабрик на 0,8—2 %, а
себестоимость добычи и переработки 1 т руды снижается на 0,1—
<0,12 р.
Для подтверждения правомерности положений нового подхода
к дезинтеграции как единой схеме взрывное дробление — механи-
ческое дробление — измельчение, открывающего возможность уп-
равления параметрами качества руды и одновременно обеспечения
сквозного эффекта при оптимизации технологических процессов
добычи и переработки, рассмотрим результаты опытно-промышлен-
ных работ, выполненных в 1980—1984 гг. на ряде горнодобываю-
щих предприятий страны.
Идея использования взрывного разрушения горных пород для
предварительного разупрочнения (изменения структуры) их в про-
цессе отбойки, что обеспечивало бы значительное снижение энерго-
затрат на последующих стадиях механического дробления горной
массы (крупное и среднее дробление), возникла еще в 50—60-х гг.
текущего столетия. Ее практическое осуществление стало возмож-
ным в результате создания и широкого внедрения в этот период
способа короткозамедленного взрывания, позволившего многократ-
но воздействовать на массив горных пород взрывом отдельных за-
рядов или групп зарядов в течение определенного очень короткого
(миллисекунды) промежутка времени (работы Е. Г. Баранова,
Н. Г. Петрова, А. Н. Ханукаева, М. Ф. Друкованного, Э. И. Ефре-
мова и др.).
Использование короткозамедленного взрывания привело к за-
метному повышению эффективности дробления как непосредствен-
но в забое, так и на последующих стадиях на обогатительных фаб-
риках. Однако в этот период применение КЗВ преследовало един-
ственную цель — повышение эффективности технологических про-
цессов добычи полезных ископаемых и особенно обеспечение
циклично-поточной технологии добычи и переработки взорванной
горной массы требуемого гранулометрического состава. Одновре-
менно решались задачи управления развалом взорванной горной
массы, обеспечения качественной проработки подошвы уступа до-
бычного горизонта и другие не менее важные задачи. Для этих
и других целей разрабатывали новые приемы и схемы короткоза-
медленного взрывания, например многорядное короткозамедлен-
ное взрывание скважинных зарядов с различными схемами их ини-
циирования, взрывание высоких уступов в зажатой среде и т. д.
(работы М. Г. Новожилова, М. Ф. Друкованного, В. М. Комира,
К. Н. Ткачука, Г. М. Китача, Э. И. Ефремова и др.).
В начале 60-х гг. была разработана, а затем внедрена на гор-
ных предприятиях страны технология взрывания с сохранением
первоначальной геологической структуры массива, обеспечившая
значительное снижение потерь и разубоживания руд в процессе
отбойки сложных по геоморфологии рудных тел с одновременным
получением качественного дробления их до заданных размеров.
Снижение потерь и минимальное разубоживание было достигнуто
7*	99
в результате ликвидации перемешивания руд и пород при много-
рядном короткозамедленном взрывании скважинных зарядов (ра-
боты Е. Г. Баранова, Б. Р. Ракишева, Ф. И. Грачева, Г. В. Секи-
сова, И. А. Тангаева, Я- М. Додиса, В. И. Арановича и др.).
Широкое распространение короткозамедленного взрывания, в;
том числе многорядного, в практике отбойки горной массы на
карьерах страны происходило при одновременном совершенство-
вании и создании новых высокоэффективных типов промышленных:
ВВ (работы Г. П. Демидюка, Л. В. Дубнова, А. Н. Ханукаева,
С. Д. Викторова и др.). Однако показатель удельных затрат энер-
гии взрыва, выраженный через удельный расход ВВ, как правило^
сохранялся на одном и том же уровне, позволяющем удовлетворять
потребителей по качеству первичного дробления пород.
В 70-х гг. было высказано утверждение (труды Н. В. Мельни-
кова, М. Ф. Друкованного, М. Г. Новожилова и др.) о возможности-
достигнуть такого качества дробления (по гранулометрическому
составу, т. е. крупности кусков после взрыва), при котором необхо-
димость I и II стадий дробления горной массы на фабриках отпа-
дала. Однако это предложение не реализовано в практике до на-
стоящего времени.
Наконец, в начале 80-х гг. идея разупрочнения кусков горной
массы в процессе взрывной отбойки массивов получила новое на-
правление в связи с выделением стадии рудоподготовки в само-
стоятельный предел. В данном случае снижение прочности кусков
горной массы при первичной отбойке в процессе добычи крепких
скальных руд достигалось в результате увеличения удельного рас-
хода ВВ в 2—3 раза при одновременном совершенствовании схем
многорядного короткозамедленного взрывания и инициирования
зарядов в скважинах (работы В. М. Комира, Н. Я- Репина, Е. Г. Ба-
ранова, В. И. Губкина, Ю. С. Меца, А. И. Потапова и др.). Это,
в свою очередь, открыло новое направление в подготовке руд к
обогащению — взрывную рудоподготовку, позволяющую повысить
эффективность раскрытия минеральных зерен и, как следствие,
поднять качество концентратов и снизить потери в хвостах.
Следовательно, в настоящее время взрывное разрушение руд-
ных массивов как по содержанию, так и по назначению следует
рассматривать уже как одну из стадий рудоподготовки наравне-
с крупным и средним механическим дроблением, а стадии круп-
ного и среднего дробления необходимо включать в технологию
добычи полезного ископаемого.
Таково новое назначение взрывных работ в системе взрывное
дробление — механическое дробление — измельчение, имеющей, в
свою очередь, органические связи непосредственно с обогащением
полезных ископаемых.
Следует иметь в виду, что взрывное дробление в отличие от
механического имеет ярко выраженный динамический характер.
Не касаясь сущности механизма разрушения скальных пород взры-
вом, отличающегося сложностью протекающих физических процес-
сов и явлений, отметим лишь проявившуюся за последнее время
100
неоднозначность взглядов на их природу. Однако общим являете»
утверждение, что механизм разрушения горных пород управляем, а-
это в конечном счете позволяет регулировать крупность кусков:
взорванной горной массы и изменять их прочность в зависимости:
от требований последующих переделов в схеме рудоподготовки (ме-
ханического дробления и измельчения).
В основу новой технологии подготовки горной массы положено
требование — направленное изменение основных показателей ка-
чества исходной руды на всех стадиях ее добычи и переработки»,
обеспечивающее наиболее благоприятные условия раскрытия пр»
этом минералов.
Основные принципы этой технологии сформулированы В. И. Рев-
нивцевым следующим образом:
изменение механических свойств горной массы следует осуще-
ствлять таким образом, чтобы добиться разупрочнения исходного'
материала для снижения энергетических затрат на последующих
стадиях его разрушения;
разупрочнение исходного материала должно происходить по
границам между зернами минералов, что обеспечивает необходи-
мую селективность раскрытия минералов;
процессу разупрочнения должен подвергаться не только поверх-
ностный слой, но и весь объем куска руды.
Уместно напомнить, что до последнего времени развитие про-
цессов рудоподготовки уже шло в основном по пути усовершен-
ствования механических способов дробления и измельчения. Стои-
мость этих процессов составляет в настоящее время до 60 % себе-
стоимости продукции, а доля капитальных затрат на сооружение
и оборудование дробильных и измельчительных фабрик достигает
50 % общих капитальных затрат. На процессы дробления и измель-
чения минерального сырья в мире расходуется более 10 % всей;
потребляемой энергии. В то же время затраты энергии на буро-
взрывные работы составляют всего лишь 3—8 % общих ее затрат
на дробление и измельчение. В этих условиях задача снижения1
затрат на механическое дробление в результате повышения роли;
взрывного разрушения в процессе рудоподготовки представляется
вполне оправданной.
Однако важно подчеркнуть, что исследования в этом направ-
лении должны развиваться по пути не формального увеличения1
удельного расхода взрывчатых веществ, а целенаправленного из-
менения параметров взрывной отбойки, обеспечивающих макси-
мальное увеличение к.п.д. взрыва и инженерного управления на-
правленностью действия взрывной энергии в целях увеличения эф-
фективности и экономичности горно-обогатительного цикла добыч»
полезных ископаемых.
Управление кусковатостью при взрывных работах. Данная про-
блема не является новой, ее решением на протяжении последних
десятилетий (1960—1980 гг.) более или менее успешно занимались,
многие научные и производственные коллективы страны [5, 34, 47»
62]. Однако в соответствии с изложенными новыми требованиям»
10Е
к качеству конечного продукта она была сформулирована впервые,
а ее практическое воплощение нашло отражение лишь в работах
последних лет (1979—1984 гг.).
Исследованиями, выполненными лабораторией технологии
взрывных работ НИИКМА Минчермета СССР, установлено, что
показатели кусковатости горной массы в определяющей степени
зависят от геолого-структурных особенностей взрываемой среды,
параметров буровзрывных работ, особенно от удельного расхода
ВВ и длины его заряда в скважине, типа и параметров дробилок
крупного дробления. Для всех типов руд прослеживается строгая
взаимосвязь, приближающаяся к линейной зависимости между
удельным расходом ВВ, длиной его заряда и показателями куско-
ватости (содержанием класса крупности +100 мм*) при взрывной
отбойке в различных горно-структурных условиях подготовки гор-
ной массы (рис. 3.1 и 3.2).
Анализ результатов исследований показал, что оптимальное со-
держание класса +100 мм в железных рудах для условий Лебе-
динского ГОКа находится в пределах 50—65 % (рис. 3.3.) в зави-
симости от типа пород:
50 % при отбойке магнетитовых кварцитов II и III категории
трещиноватости;
50, 57 и 60 % при отбойке куммингтонито-магнетитовых желе-
зистых кварцитов II, III и IV категорий трещиноватости.
На основании расчетов Лебединского ГОКа были рекомендо-
ваны дифференцированные параметры буровзрывных работ, кото-
рые обеспечили получение горной массы требуемого гранулометри-
ческого состава при минимальных затратах энергии по всему циклу
добычи и переработки железистых кварцитов при их самоизмель-
чении [34].
Внедрение этих параметров буровзрывных работ при отбойке
разных типов железистых кварцитов в карьере в целях получения
требуемой кусковатости горной массы позволило при сохранении
содержания измельчающего класса +100 мм в пределах 50—65 %
увеличить производительность одной мельницы самоизмельчения
типа ММС-70/23 фабрики № 1 на 5,4 т/ч и получить экономический
эффект в размере 87,5 тыс. р. Аналогичные результаты получены
на Михайловском ГОКе.
Оценка сохранности рудных зерен при взрывном разрушении
рудных массивов. На Михайловском ГОКе** были выполнены ла-
бораторные и опытно-промышленные исследования с целью про-
следить механизм раскрытия минеральных зерен железистых квар-
цитов в процессе взрывного разрушения различных композиций
руда — порода [3].
Эти работы показали следующее.
* Класс крупности +100 мм принят в качестве показателя оптимальной (по
минимуму приведенных затрат) степени дробления железистых кварцитов для
условий Лебединского ГОКа (как измельчающий класс).
** Работы выполнены под научным руководством Н. Я- Репина и А. И. По-
тапова.
102
го расхода ВВ q:
1, 2 — магнетитовые кварциты соответствен-
но II и III категории трещиноватости; 3—
5 — куммингтонито-магнетитовые кварциты со-
ответственно II, III и IV категории трещи-
новатости
Рис. 3.3. Зависимость производительно-
сти Q мельниц самоизмельчения ММС-
70/23 от содержания 0 класса крупно-
сти + 100 мм в измельчаемой руде
Рис. 3.2. Зависимость выхода содер-
жания р класса крупности +100 мм
от активной длины 13 заряда взрыв-
чатого вещества:
/ — магнетит соответственно II—III кате-
гории трещиноватости; 2, 3 — куммингто-
нит соответственно II—III и IV—V кате-
гории трещиноватости
Под действием интенсивных взрывных нагрузок изменяются
механические характеристики минеральных зерен, слагающих руду,
в результате чего работа разрушения рудных зерен повышается,
а кварца снижается. Если рудные зерна под действием взрыва
сохраняют или даже несколько повышают пластичность, то кварц
становится более хрупким, что и определяет повышение избира-
тельности разрушения минералов в процессе дробления и измель-
чения руды. При этом работа разрушения кварца снижается на
12—32 %, а магнетита — увеличивается на 5—10 %.
Установлено также, что указанные изменения микротвердости
минералов проявляются и в области контакта рудных зерен с квар-
цем. Так, при давлении взрывной волны 510 МПа микротвердость
магнетита в зоне срастания с кварцем уменьшается и составляет
103
3700 Н/мм2 при исходном ее значении 4800 Н/мм2, а микротвер-
дость кварца увеличивается с 15 800 до 19400 Н/мм2. Следова-
тельно, разница в микротвердости контактирующих минералов воз-
растает, что свидетельствует о наличии микродефектов в зоне кон-
такта. Изменения механических характеристик минеральных со-
ставляющих железистых кварцитов, особенно в области контакта
зерен, а также накопление микродефектов структуры являются
причиной снижения прочности руды в куске на 55—60 %. Наиболь-
шим разупрочняющее действие оказывается при направлении
«фронта взрывной волны параллельно главной оси анизотропии об-
разцов.
Вызванные взрывом изменения механических характеристик
-минеральных зерен наряду с развитием микродефектов и снижени-
ем прочности руды обеспечивают избирательность ее измельчения
более полное раскрытие зерен магнетита.
Исследования на измельчаемость проб, подвергнутых взрывно-
му разрушению, показали, что в результате разупрочняющего дей-
ствия взрыва выход готового класса (—50 мкм) увеличивается на
2,5—4,5 % (по сравнению с образцами контрольной группы). Вы-
ход этого класса возрастает по мере увеличения интенсивности
взрывной нагрузки. При направлении фронта взрывной волны па-
раллельно главной оси анизотропии кварцитов при любом относи-
тельном расстоянии от заряда ВВ удельная производительность по
готовому классу оказывается в среднем на 5,5 % выше, чем при
.перпендикулярном направлении.
Раскрытие зерен магнетита при измельчении образцов, разру-
шенных взрывом в лабораторных условиях, характеризуется сле-
дующими данными.
Направление взрывной волны относи-
тельно главной оси анизотропии .	Параллельное		Перпендикулярное				Конт-
							рольная
							проба
Давление на фронте волны, МПа	510	210	125	510	210	125	► —
Содержание свободных зерен, %:							
рудных 		82	81	70	85	63	71	66
нерудных 		2	5	6	5	5	6	8
^Содержание сростков, %:							
богатых		И	6	14	6	22	16	20
i бедных		5	8	10	4	10	8	6
Юдно из важнейших следствий влияния взрыва на микрострук-
туру и прочностные свойства железистых кварцитов — увеличение
выхода свободных зерен магнетита до 81—85 % при давлении на
фронте волны 510 МПа.
Содержание свободных нерудных зерен после взрывного воз-
действия уменьшается в зависимости от интенсивности последнего
при одновременном снижении содержания сростков магнетита с
кварцем. Улучшение параметров раскрытия зерен способствует по-
вышению качества концентрата, причем наибольший абсолютный
прирост содержания железа в концентрате (3 %) получен в зоне
интенсивного взрывного воздействия.
304
Аналогичные результаты получены при измельчении образцов»,
отобранных из откоса уступа после промышленного взрыва. Ра-
скрытие зерен магнетита при измельчении образцов, отобранных из;
откоса уступа после промышленного взрыва, характеризуется сле-
дующими данными.
Направление взрывной волны относи-
тельно главной оси анизотропии .	. Параллель- Перпенди- Контроль-
ное кулярное ная проба
Отношение расстояния от центра за-
ряда до места отбора диусу заряда .	пробы к ра- .	.	.	.5—610—1215—185—610—1215—18								—
Содержание свободных рудных ....	зерен,	%:	. 85	81	79	76	76	72	66-
нерудных			. 3	3	5	4	4	4	&
Содержание сростков, богатых	%:		. 8	12	10	15	13	14	20»
бедных ....			. 4	4	6	5	7	10	&
Гранулометрическая характеристика зерен магнетита взорван-
ных и контрольных проб, определенная с помощью установки «Эпи-
квант», оказалась практически одинаковой. Следовательно, улуч-
шение параметров раскрытия зерен рудных минералов достигаете»
при одной и той же крупности измельчения.
Следует иметь в виду, что рассмотренные изменения зависят
как от интенсивности взрыва, так и от направления действия взрыв-
ных волн по отношению к оси анизотропии микроструктуры квар-
цитов.
С целью определения влияния взрывного разрушения на техно-
логические показатели обогащения одна из секций обогатительной
фабрики Михайловского ГОКа работала на руде, добытой с по-
мощью взрыва при разном удельном расходе взрывчатого веще-
ства (табл. 3.1). За это время были проведены по два генеральных
опробования и учет основных показателей работы всей фабрики
по данным оперативного учета комбината о движении руды.
Испытания показали, что повышение удельного расхода взрыв-
чатого вещества на 45 % позволяет увеличить производительность,
мельниц на 6%. Степень раскрытия зерен для руды, взорванной
с повышенным удельным расходом взрывчатого вещества, достига-
ется при более грубом измельчении (содержание класса —0,05 мм
ниже на 1,4 %). Это приводит к улучшению магнитных параметров
обогащения, что подтверждается меньшими значениями коэрцитив-
ной силы сливов после трех стадий измельчения и концентрата
(осадка). При более грубом измельчении повышается и магнитная
восприимчивость. Вследствие улучшения магнитных параметров
обогащаемой руды повышается качество концентрата (возрастает
на 0,7 % содержание железа, на 0,46 % снижается содержание-
влаги). За период эксперимента общий прирост производительности
мельниц составил 3%, на 0,63 % повысилось содержание железа
в концентрате, на 0,18 % снизилось содержание влаги.
Управление прочностными свойствами горной массы и степенью
обогатимости руды. Горная порода, слагающая взрываемый мас-
105
Таблица 3.1
Результаты промышленных испытаний на обогатительной фабрике
Михайловского ГОКа
Расход ВВ, кг/м3
Показатель
1,7
Производительность мельницы, т/ч
Выход класса —0,05 мм при измельче-
нии, %
Степень раскрытия рудных зерен, %
Содержание железа в руде, %:
общего
магнитного
Содержание в концентрате, %:
железа
влаги
Выход концентрата, %
Извлечение железа в концентрат, %
Содержание в хвостах железа, %:
общего
магнитного
Коэрцитивная сила, кА/м:
слив классификатора
слив гидроциклона I
слив гидроциклона II
концентрат
112 (117,8)
98,1 (93,6)
93,8
38,5 (38,97)
20,1 (21,77)
64,0 (63,06)
11,5 (10,1)
32,72 (36,15)
54,39 (58,50)
26,1 (25,3)
2,5 (1,92)
4,8
6,5
7,4
6,9
119 (118,7)
96,7 (93,9)
94
38,9 (38,91)
21,6 (21,73)
64,7 (63,7)
11,04 (10,03)
33,85 (35,25)
56,3 (57,65)
25,7 (25,43)
2,8 (1,6)
4,5
5,3
6,9
6,9
Примечание. Значения показателей указаны по данным генеральных опробова-
ний, в скобках — по данным оперативного учета комбината о движении руды.
сив, еще до взрыва обладает определенной совокупностью дефек-
тов различного уровня и происхождения. В процессе взрывной от-
бойки образующиеся куски приобретают дополнительную дефект-
ность. Степень взрывного воздействия неодинакова и зависит от
места образования куска при взрыве массива.
Для исследования этого воздействия была разработана мето-
дика неразрушающего контроля прочностных свойств кусков гор-
ных пород неправильной формы различных классов крупности с ис-
пользованием современной ультразвуковой дефектоскопической
аппаратуры типа УК-11П. Установлено, что скорость распростра-
нения упругих волн в куске зависит главным образом от его де-
фектности. Зависимость скорости продольных волн от крупности
кусков была изучена для горных пород Анновского и Михайлов-
ского месторождений (рис. 3.4).
Анализ полученных результатов позволяет сделать вывод о том,
что наибольшему воздействию взрыва с точки зрения дефектности
подвержен мелкий класс крупности —504-25 мм, класс крупности
—1504-50 мм представлен менее дефектными обломками крупных
кусков, а —3004-150 мм — дефектными кусками, не потерявшими
106
a
б
Рис. 3.4. Зависимость скорости Ci продольных волн от крупности D кусков
породы Анновского (а) и Михайловского (б) месторождений:
1 — амфибол-гематнт-магнетитовый кварцит; 2 — амфиболо-железно-слюдновый магнетнто>
вый кварцит; 3 — магнетито-железно-слюдковый кварцит; 4 — железно-слюдковый магнети-
товый кварцит
«сплошность» после окончания процесса взрывной отбойки. Куски
породы крупных классов обладают минимальной дефектностью.
Данный вывод подтвердили эксперименты по дроблению ед и-
ничных кусков в дробилке ККД-1500/180. Пиковые значения мощ-
ности, расходуемой на дробление единичного куска, увеличиваются
с ростом крупности. При движении взорванной горной и дробленой
массы по технологической цепи от забоя до мельниц самоизмель-
чения снижения прочности кусков за счет роста их дефектности
не обнаружено. В данном случае силовое воздействие на куски на
несколько порядков меньше, чем взрывное воздействие в условиях
сложного напряженного состояния породы, кроме того, оно имеет
нестационарный и кратковременный характер. Здесь целесообраз-
нее говорить об увеличении прочности горной массы, так как до-
разрушение части крупных дефектных (от воздействия взрыва)
кусков приводит к образованию более мелких и прочных кусков с
точки зрения их дефектности.
В результате исследований по интенсивному взрывному дробле-
нию (супердроблению) магнетитовых кварцитов в НИГРИ * уста-
новлено, что наряду с уменьшением размеров кусков во взорван-
ной массе уменьшается прочность разрушаемой руды за счет мик-
ротрещин, образованных при прохождении через материал волны
напряжений высокой интенсивности.
Испытания образцов на сопротивляемость механическому раз-
рушению толчением показали, что с повышением взрывных нагру-
зок затраты энергии, необходимой для разрушения материала, об-
разованного при взрыве, уменьшаются. Так, с изменением удель-
ного расхода ВВ от 1 до 10 кг/м3 затраты энергии на разрушение
кварцитов Ингулецкого ГОКа сокращаются в 1,5—2 раза.
На карьере Ингулецкого ГОКа были выполнены эксперимен-
тальные взрывы при различном удельном расходе ВВ от обычного,
равного 0,8—1 кг/м3, до 5,5 кг/м3. Эксперименты показали техни-
ческую возможность пяти-шестикратного повышения интенсивности
взрывных нагрузок в промышленных условиях современного карье-
* Работы выполнены под руководством Ю. В. Мец.
107
ipa. Диаметр среднего куска при этом уменьшается с 280 до 100 м,
выход мелкого класса крупности —10 мм увеличивается в 20 раз,
•а класса —50 мм — в 5—6 раз. Производительность экскавации
.возрастает на 30 %.
В целях повышения количественных зависимостей влияния
гвзрывных нагрузок повышенной интенсивности на показатели из-
мельчения и обогащения НИГРИ и Механобрчерметом * проведены
.эксперименты на разновидностях руд Ингулецкого ГОКа при
удельном расходе ВВ от 1 до 20 кг/м3.
Исследования физических параметров взорванных пород пока-
зали, что их коэрцитивная сила с увеличением удельного расхода
ВВ уменьшается с 8 до 6,5 кА/м, что является положительным
•фактором при обогащении руд магнитной сепарацией. Удельная
площадь поверхности проб, измельченных до определенной круп-
ности (65 % класса —0,074 мм), также уменьшается с 155 до
131,6 м2/кг. Производительность процесса измельчения магнетито-
вых и силикатно-магнетитовых кварцитов верхней богатой пачки
до 60 % класса —0,074 мм увеличивается на 11,7% при удельном
расходе ВВ при 4 кг/м3 и на 46,5 % при удельном расходе ВВ
.10 кг/м3, а нижней богатой пачки — соответственно на 8 и 43,9 %,
тг. е. прирост производительности процесса измельчения более вяз-
:ких кварцитов снижается. Исследования по технологии обогащения
показали, что при грубом измельчении (50—80 % класса
—0,074 мм) руды, полученные при повышенных расходах ВВ, со-
держания железа в промпродуктах магнитной сепарации (на труб-
ке Девиса) выше на 5,5—2,5 %, чем при сепарации руды той же
крупности, но полученной с помощью обычных взрывов. Содержа-
щие железа в хвостах во всех случаях практически одинаково.
Испытания по технологической схеме действующей фабрики на
;рудах, полученных с различным расходом ВВ и измельченных до
•одинаковой конечной крупности, показали близкие содержания
•железа в концентратах (68,4—68,9 %). Удельная площадь поверх-
ности концентратов снижается с 199,9 до 179,3 м2/кг с увеличением
удельного расхода ВВ. Примерно одинаковое качество концентра-
та из .руд, полученных при различных расходах ВВ, с одинаковой
'конечной крупностью измельчения объясняется тем, что при из-
мельчении во всех этих случаях достигается практически полное
раскрытие минералов. Снижение удельной площади поверхности
•без загрубления материала способствует уменьшению влажности
концентратов при их фильтровании.
•3.3. Влияние кусковатости на энергоемкость
и производительность дробления
:Несмотря на очевидный прогресс, обогатительная техника по-
ка не успевает компенсировать ухудшение текстурно-структурных
«особенностей.вовлекаемых в эксплуатацию руд. Трудность заклю-
* Работы .выполнены под руководством В. Ю. Мец и Т. Н. Гапич.
108
чается в том, что при переходе от крупности измельчения до 1 мм
к 100 мкм суммарная площадь поверхности измельченной руды
возрастает на два порядка, а при снижении линейных размеров зе-
рен руды до 20 мкм она увеличивается уже на четыре порядка.
В единой системе взрывное дробление — механическое дробление —
измельчение энергозатраты на крупное, среднее, мелкое дробление
и измельчение во много раз превосходят энергозатраты на бурение
-скважин и взрывную отбойку руды.
Возникла идея о возможности значительного повышения энер-
гозатрат на взрывную отбойку с целью не только получить массу
преимущественно мелкого класса крупности (—100 мм), но и зна-
чительно снизить ее прочностные характеристики. Для решения
поставленной задачи необходимо прежде всего выбрать единый
критерий эффективности всего процесса дезинтеграции. В каче-
стве такого критерия можно принять сумму энергозатрат на от-
дельные процессы дезинтеграции: бурение скважин, взрывную от-
бойку, механическое дробление и измельчение.
Результаты исследований свидетельствуют о том, что сопротив-
ляемость руды дезинтеграции постепенно повышается по мере пе-
рехода от крупного дробления к мелкому и от дробления к измель-
чению. Этот факт подтверждает как наличие масштабного эффек-
та прочности, так и правомерность принятой рабочей гипотезы.
Идея предварительного разупрочнения руды нашла воплощение
и в дальнейшем при организации на новых принципах операций
крупного, среднего и мелкого дробления. Созданы конусные инер-
ционные дробилки, не раздавливающие, а деформирующие куски
руды, что способствует развитию сети зародышевых трещин, обра-
зованных при взрыве. Успешно прошли промышленные испытания
на Северном и Центральном ГОКах конусно-валковые дробилки
крупного дробления типа КВКД-1200, которые в отличие от дроби-
лок ККД-1500, работающих под «завалом», разрушают только
крупный материал (+350 мм), а мелкий материал (—300 мм)
проходит через зону дробления без дополнительных разрушений.
В этом случае полученные в куске при взрывных работах искус-
ственные микротрещины, разупрочняя его, способствуют снижению
энергозатрат на стадии среднего и частично мелкого дробления.
Общий расход энергии при такой организации процессов дробления
и измельчения в барабанных мельницах сокращается, а селектив-
ность раскрытия рудных минералов повышается, что снижает пе-
реизмельчение материала и соответственно сокращает потери ме-
талла при последующем обогащении. В случае же самоизмельче-
ния повышается содержание кусков крупностью +100 мм.
В результате исследований, проведенных на Лебединском и Ми-
хайловском ГОКах, а также лабораторией технологии взрывных
работ НИИКМА, установлена зависимость (рис. 3.5) между расхо-
дом электроэнергии и кусковатостью дробимой и самоизмельчае-
мой руды. Зависимость производительности дробилки ККД-1500/200
от содержания класса крупности +100 мм в дробимой руде при
ширине щели дробилки 180 и 200 мм показана на рис. 3.6. Исполь-
109
L„ 10‘ Дж/т
0,504 -
0,468 -
0,432 -
0,396 -
0,330 -
0,324 -
0,288 -
0,252 -
0,216 -
0,180 -
0,144 -
0,108 -
0,072 L
Рис. 3.6. Зависимость производи-
тельности Q дробилки ККД-
1500/200 от содержания 0 класса
+ 100 мм в дробимой руде при
щели дробилки 180 мм (/) и
200 мм (2)
Рис. 3.5. Зависимости удельной энер-
гоемкости Li дробления в дробилке
ККД-1500/200 от содержания 0
класса крупности +100 мм в руде
зование приведенных зависимостей позволяет оперативно контро-
лировать кусковатость руды в забоях, внося корректировку в пара-
метры взрывной отбойки, а также при крупном дроблении, созна-
тельно изменяя ширину разгрузочной щели дробилок крупного дро-
бления (ККД-1500/200 и КВ КД-1200/180).
3.4.	Оптимизация процессов разрушения на стадии взрывное
дробление — механическое измельчение
В последние годы наметилась тенденция к оптимизации пара-
метров и режимов технологических процессов дезинтеграции не
только по конечным технико-экономическим показателям, но и
с учетом конкретных условий их осуществления (прочностных
свойств пород, степени трещиноватости массива, типа оборудова-
ния, схем обуривания, кусковатости взорванной массы и т. д.). Все
более очевидным становится стремление к объективной оценке гор-
но-технологических свойств руд и пород — их сопротивляемости
внешним воздействиям.
Практический опыт эксплуатации карьеров в сочетании с ре-
зультатами многочисленных теоретических и экспериментальных
исследований позволяет подойти к оценке технологических свойств
пород с позиций единого энергетического принципа, т. е. количе-
ства затраченной при добыче и переработке полезного ископаемого
энергии, считать ее мерилом сопротивляемости породы тому или
иному виду разрушения.
ПО
В то же время на современном этапе развития горного произ-
водства при оценке энергозатрат по процессам разрушения мате-
риала следует учитывать не только энергию «чистого» разрушения,
но и возможности повышения селективности раскрытия рудных
и нерудных минералов при условии минимальных затрат энергии
на всех стадиях дезинтеграции.
Рассмотрим результаты комплексных исследований по оценке
энергоемкости основных технологических процессов рудоподготов-
ки (бурение, взрывание, крупное дробление и др.) в условиях Ан-
новского карьера Северного ГОКа. Сравнительный анализ энерго-
затрат по технологическим операциям проведен с учетом измене-
ния главного технологического фактора, определяющего результаты
дробления (взрывного, механического) и измельчения (самоиз-
мельчения), крупности горной массы.
Анновское месторождение отличает от других железорудных
месторождений Кривбасса крайне неоднородное геолого-минерало-
гическое строение рудного тела и массива вмещающих пород с
весьма сильно выраженной трещиноватостью. В этой связи с целью
районирования месторождения по идентичным физико-механиче-
ским свойствам горных пород и руд было проведено опытное обу-
ривание двух блоков в северной части месторождения с примене-
нием прибора «Прогноз-2» (конструкции Фрунзенского политех-
нического института), позволяющего оперативно корректировать
параметры буровзрывных работ по удельным затратам энергии на
шарошечное бурение скважин. В зависимости от свойств вмещаю-
щих пород скважины на уступе располагали на расстоянии от
5,5X5,5 до 7,5X7,5 м при изменении удельного расхода энергии на
их бурение от 6,1 • 106 до 12,6-106 Дж/м. При этом удельный расход
ВВ изменяли от 0,84 до 0,98 кг/м3. Дифференцированное размеще-
ние скважин на уступе в соответствии с удельным расходом энер-
гии позволяет в такой же степени дифференцированно насыщать
массив энергией взрыва согласно прочностным свойствам вмещаю-
щих пород и руд и получать более равномерное дробление массива
при минимальном выходе переизмельченных фракций. Это обстоя-
тельство особенно важно для оптимизации работы мельниц само-
измельчения.
Проведенные исследования позволяют утверждать, что с увели-
чением среднего размера куска поступающего в мельницу само-
измельчения материала удельный расход энергии на измельчение
уменьшается. Так, увеличение содержания класса крупности
4-100 мм в 2 раза приводит к снижению энергозатрат в 1,4—1,5 ра-
за, а с увеличением выхода класса +400 мм до 30 % общие энер-
гозатраты на дробление в дробилках крупного дробления увеличи-
ваются на 15—20%. В целом удельные энергозатраты по стадиям
рудоподготовки распределяются весьма неравномерно.
Известно, что наиболее энергоемкой и дорогостоящей операцией
в технологической схеме дезинтеграции является измельчение.
Так, расход энергии на этот процесс составляет 94,2 % общего рас-
111
Таблица 3.2
Характеристика процессов разрушения на основных технологических стадиях
рудоподготовки
Стадия рудоподготовки	Удельная энергоемкость, 10й Дж/м3	Доля ОТ общих затрат энергии, %	Доля стоимости передела*, %
Бурение	0,25	0,4	3,1 (2,2)
Взрывание	3,051	4,9	5,2 (3,6)
Механическое дробление в дробилке:			
ККД-1500/180	0,317	0,5	2,9 (2,1)
КВКД-1200/200	0,285		
Самоизмельчение по двухстадиальной			
схеме	59,4	94,2	88,8 (62,3)
* В скобках приведена доля стоимости переделов с учетом затрат на экскавацию и
транспортирование руды конвейерным подъемником, составляющих 29,8 %.
хода ее по всем стадиям рудоподготовки (без учета энергозатрат
на экскавацию и транспортирование конвейерным подъемником).
Остальные 5,8 % составляют энергозатраты на бурение скважин,
взрывное разрушение массива и механическое дробление руды,
причем на взрывное разрушение расходуется 4,9 % общих затрат
энергии [5]. Минимальными затратами энергии характеризуются
процессы разрушения горного массива при бурении скважин
(0,4 % ) и механического дробления в дробилках крупного дробле-
ния типа ККД-1500/180 и КВКД-1200/200 (0,5 %) (табл. 3.2).
Следовательно, имея одно и то же назначение (разрушение ку-
сков твердого материала в целях уменьшения их размеров) и сущ-
ность (преодоление сил сцепления между частицами материала),
процессы дезинтеграции по основным технологическим стадиям
неравнозначны по удельным энергозатратам.
В связи с этим возникает необходимость оптимизации рудопод-
готовки с оценкой энергозатрат в целях их минимизации.
Зависимость энергоемкости Д-, Дж/м3, процессов разрушения
руд Анновского месторождения на различных стадиях рудоподго-
товки от требуемой крупности D, м, продуктов разрушения
(рис. 3.7) [34] можно аппроксимировать уравнением
£ __	0,168-Ю6
1~~ 0,0014-29,71)2’
На рис. 3.7 показаны точки, характеризующие фактическую
энергоемкость процессов бурения, измельчения, крупного и взрыв-
ного дробления. Можно отметить удовлетворительную сходимость
расчетных и фактических показателей.
112
Рис. 3.7. Зависимость энергоемкости Li процессов разрушения от требуемой
крупности D на различных стадиях рудоподготовки
3.5.	Механическое дробление в руднике
Днепропетровским горным институтом совместно с Северным
ГОКом на Анновском карьере были проведены исследования по
определению кусковатости взорванной массы в забое и влияния
механического дробления на размеры куска как одного из основ-
ных технологических показателей процессов переработки полезного,
ископаемого [5].
Внедренная на Анновском карьере Северного ГОКа циклично-
поточная технология добычи полезного ископаемого предусматри-
вает применение автомобильно-конвейерного транспорта и дробиль-
но-перегрузочных пунктов, оборудованных дробилками типа
ККД-1500/180 и КВ КД-1200/200.
Технические характеристики дробилок крупного дробления
Типоразмер 		ККД-1500/180	КВ КД-1200/200
Ширина загрузочного отверстия, мм Ширина (номинальная) разгрузочной ще-	1500	1200
ли, мм	 Максимальный размер кусков в питании, мм	180	200
	1200	1200
Проектная производительность, м3/ч	1300	2000
Мощность электродвигателя, кВт .	400	2X630
Масса технологического оборудования, т Капитальные вложения на строительство стационарного дробильно-измельчительно-	730	660
го пункта, тыс. р		2293	1212
8 Зак. 283
113:
Показатели работы дробилок крупного дробления в условиях Анновского карьера
Типоразмер	ККД-1500/180	КВКД-1200/200
Производительность, т/ч: максимально допустимая ....	5200	6100
техническая			4800	5415
средняя эксплуатационная ....	1450	1480
Степень дробления 		1,7—2,1	2,1—2,5
.Максимальный размер куска в дробленом продукте, мм		430	300—350
^Коэффициент загрузки двигателя .	0,1—0,2	0,15—0,45
.Мощность холостого хода, кВт ....	55—60	54
-Удельная энергоемкость, 104 Дж/т: дробления 		1,44—5,4	6,48—15,48
общая		7,92—20,16	9—18,72
Основное преимущество конусно-валковых дробилок по сравне-
нию с конусными — их меньшая масса (металлоемкость) и значи-
тельно меньшие капитальные затраты на строительство дробильно-
перегрузочных пунктов (ДПП) и приобретение дробилок. Это об-
стоятельство объясняется тем фактом, что при строительстве ДПП
с дробилками ККД-1500/180 требуются проходка и обустройство
специальных колодцев для их установки и снижения динамических
нагрузок, возникающих при работе дробилок. В то же время дро-
»билки КВКД-1200/200 характеризуются низкими показателями
динамичности, что обусловлено новым принципом дробления исход-
ного материала и наличием свободно подвешенного на подшипни-
ковых опорах внешнего вращающегося конуса. Низкая динамич-
ность дробилки КВКД-1200/200 ставит ее вне конкуренции в типо-
ряде подобного дробильного оборудования.
Основное отличие конструкции дробилки КВКД-1200/200 Ново-
Краматорского машиностроительного завода от конструкции дроби-
лок ККД-1500/180 — наличие подвешенного, опирающегося на под-
шипники качения и принудительно вращающегося наружного ко-
нуса и внутреннего свободно вращающегося конуса. Материал в
дробилку подается с помощью пластинчатого питателя [5].
Исходным питанием дробилок является горная масса, посту-
пающая с Анновского карьера. Измерения гранулометрического со-
става взорванной горной массы показывают, что в ней содержится
до 1,5 % негабаритных кусков при содержании мелких классов
(—100 мм) 35—58 %.
Для определения влияния крупности кусков взорванной горной
массы на параметры работы дробилок и дальнейшую ее переработ-
ку в мельницах самоизмельчения были проведены испытания, в
ходе которых для соблюдения идентичности условий работы дро-
билок размер разгрузочной щели дробилки ККД-1500/180 устано-
вили равным 200 мм. В дробилки поступала исходная руда крепо-
стью 14—16 баллов по шкале М. М. Протодьяконова.
Энергетические показатели дробления оцениваются в настоя-
щее время по различным критериям, основной из которых — удель-
ный расход энергии на дробление. Анализ показывает, что удель-
.114
a
N, кВт
б
N, кВт

t, c	t, c
Рис. 3.8. Изменение мощности N, затрачиваемой двигателем дробилок ККД-
1500/180 (а) и КВКД-1200/200 (б) при дроблении руды, от времени t
ная энергоемкость дробления горной массы в дробилке КВКД-
1200/200 на 15 % ниже, чем в дробилке ККД-1500/180. Этот факт
объясняется тем, что в дробилку КВКД-1200/200 материал пода-
ется (пластинчатым питателем) с определенной скоростью, при
этом классы крупности —200, —300 мм успевают пройти через:
разгрузочную щель и не участвуют в дроблении. Дробилка.
ККД-1500/180 работает под завалом, и разделения (сегрегации)
горной массы сразу не происходит, следовательно, можно сделать,
предположение, что в процессе дробления участвуют и куски раз-
мером меньше 200 мм. Об этом свидетельствует также и характер*
изменения потребляемой мощности во времени. В то время как
в дробилке ККД-1500/180 затрачиваемая на дробление мощность,
расходуется на измельчение всей горной массы, поступившей в;
дробилку (рис. 3.8, а), в дробилке КВКД-1200/200 дробятся толь-
ко куски крупностью -|-200 мм, что отражают отдельные всплески
на диаграмме (рис. 3.8,6).
Одним из важнейших технологических показателей эффектив-
ности работы дробилок являются гранулометрический состав дро-
бленого продукта и степень дробления. В табл. 3.3 приведен гра-
нулометрический состав горной массы, поступающей в дробилки
ККД-1500/180 и КВКД-1200/200, и продуктов дробления.
На Северном ГОКе (РОФ-2) установлены мельницы мокрого,
самоизмельчения ММС-90-30А. Исследования Механобрчермета
показали, что оптимальное содержание класса +100 мм в исходной
руде, поступающей на измельчение, должно быть равно 42—45 %.
В этой связи определенный интерес представляют эксперименталь-
ные данные, приведенные в табл. 3.3. Как видно из табл. 3.3, при
дроблении горной массы в дробилке КВКД-1200/200 содержание
класса +100 мм в дробленом продукте несколько выше (при той
же ширине разгрузочной щели), чем при дроблении материала той
же крупности в дробилке ККД-1500/180. Об этом свидетельствуют
также данные, полученные при определении степени дробления в
обеих дробилках для условий Анновского карьера Северного ГОКа.
Степень дробления составила для дробилки ККД-1500/180 2,1—2,5.
и для дробилки КВКД-1200/200 1,7—2,1.
8*
115.
Таблица 3.3
05 Гранулометрический состав горной массы, поступающей в дробилки ККД-1500/180 и КВКД-1200/200, и продуктов дробления
Содержание, %, классов крупности, мм									Средне- взвешенный размер кусков, мм
0-100	100-200	200-300	300-400	400-500	500-600	600-750	750-1000	1000-1250	
			Питание дробилки ККД-1500/180						
40,2	20,2	12,9	6,4	7,1	3,2	6,5	3,5			245,0
47,8	10,5	15,0	10,3	5,2	5,9	2,0	1,6	1,7	215,7
47,6	15,2	12,0	9,7	6,8	4,9	2,6	1,2	—«	196,2
50,6	11,7	9,2	2,3	9,7	5,5	7,5	3,5			229,1
41,6	9,2	12,9	12,1	4,5	7,6	9,3	0,5	2,3	264,1
Продукт дробления в дробилке ККД-1500/180
64,4 68,2 72,1 68,7	16,6 22,2 19,8 19,7	9,8 8,3 8,1 5,6	7,0 1,3 6,1	2,2	—	—	—•	—	116,0 92,7 86,0 124,6
58,7	21,3	9,4	7,9 Пш	2,7 'ание дробилу	ш КВКД-120	0/200	—•	—	124,6
52,0	16,0	15,4	7,8	4,5	2,2	0,6	1,5		164,2
50,6	13,5	18,3	4,9	2,4	4,5	1,5	2,7	1,6	195,8
54,9	18,4	12,6	5,5	4,0	1,7	2,9	—	—.	152,7
42,3'	17,4	12,9	9,9	5,2	5,1	3,4	3,8	—•	221,8
41,8	15,2	12,2	10,2	4,8	5,0	4,8	4,6	1,4	247,4
Продукт дробления в дробилке 1200/200
64,6	29,4	3,6	2,4									.	93,8
66,0	20,2	11,8	2,2	« и	—.	—	—	—	99,8
70,5	15,3	4,1	8,9	1,2	—-	—	—	—•	105,0
57,4	28,7	7,1	5,9	0,9	—-	—.	—	—	114,2
45,1	36,8	13,7	3,3	1,1	—*	—	—	—	128,5
3.6.	Картирование (районирование) месторождения
ло технологическим свойствам горной массы
Значительная изменчивость прочностных свойств горных пород
при_эксплуатации месторождений — главная причина, обусловли-
вающая нестационарный характер технологических процессов,
трудность выбора оптимальных параметров взрывных работ, дро-
бильного и измельчительного оборудования и режимов его работы,
разработки принципов автоматизированного управления как от-
дельными процессами, так и производством в целом. В настоящее
время отработку любого из участков карьерного поля производят
в условиях практически полного отсутствия информации о техно-
логических свойствах пород: взрываемости, дробимости, измель-
чаемости, буримости и др. Сведения, которыми может располагать,
например, руководитель буровзрывных работ, содержат описание
довольно неопределенных качественных признаков (петрографиче-
ского типа пород, степени их трещиноватости) и приблизительной
качественной характеристики взрываемости — трудно-, средне-,
легковзрываемые и т. д. В результате планирование буровзрывных
работ производят в условиях полного отсутствия сведений об отно-
сительной крепости пород (которая наряду с удельным расходом
ВВ на 70—75 % определяет качество взрыва) и о характере их не-
однородности по прочностным свойствам в пределах отрабатывае-
мого месторождения. Естественно, что при такой недостаточной ин-
формации исключается надежное планирование качественных по-
казателей процессов и их результатов, которые оказываются слу-
чайными функциями случайных аргументов (свойств пород).
Практический опыт эксплуатации карьеров страны, где приме-
няется циклично-поточная технология добычи и переработки руды
и используются результаты многочисленных теоретических и экс-
периментальных исследований о разрушаемости горных пород при
взрывном и механическом воздействия на них, позволил вырабо-
тать подход к оценке технологических свойств пород с позиций
«единого энергетического принципа: измерять сопротивляемость по-
роды тому или иному виду разрушения количеством затраченной
при добыче и переработке полезного ископаемого энергии.
Так, в качестве исходного критерия комплексной оценки проч-
ностных свойств пород на стадии буровзрывных работ принят по-
казатель удельной энергоемкости шарошечного бурения. Послед-
ний, в отличие от таких распространенных показателей, как коэф-
фициент крепости (по шкале профессора М. М. Протодьяконова),
механическая скорость бурения и других, является характеристи-
кой, отражающей совокупность прочностных свойств как самой по-
роды или руды, так и породного или рудного массива. В то же
время этот показатель позволяет судить об изменении свойств по-
роды в заданный момент времени, а также производить суммиро-
вание, накопление их за весь период процесса бурения и в тре-
буемом объеме.
117
Энергоемкость бурения является показателем, который может
определяться непосредственно без промежуточных вычислений пу-
тем измерений с помощью несложных серийно выпускаемых при-
боров, например, прибора для определения категории буримости
пород и содержания железа в богатых рудах, разработанного
НИИКМА, приборов типа «Прогноз», разработанных во Фрунзен-
ском политехническом институте, СибЦМА и др. Оснащение буро-
вых станков устройствами для измерения энергоемкости процесса
дает возможность не только объективно и постоянно контролиро-
вать буримость пород, но и (в процессе накопления и обработки
этих данных на различных блоках) дать общую оценку их крепо-
сти по всему карьерному полю, что позволяет оперативно управ-
лять параметрами буровзрывных работ.
Широкие промышленные испытания, проведенные на различ-
ных участках Анновского карьера Северного ГОКа и в породах
различного петрографического состава, позволили выявить зависи-
мость между энергоемкостью и общеизвестным критерием бури-
мости горных пород — скоростью бурения. На основании этой за-
висимости и действующих норм времени на бурение 1 м скважины
для соответствующих категорий пород была разработана шкала
буримости пород по показателям механической скорости и удель-
ной энергоемкости бурения скважины шарошечными долотами типа
ОКП-243 для карьера Кривбасса.
В процессе бурения выявлялось состояние массива в объеме
всего взрываемого блока. Были получены зависимости изменения
удельной энергоемкости бурения от глубины скважины в породах
разной крепости (рис. 3.9,а). Как показали исследования, степень
связанности пород в верхней части уступа настолько незначитель-
на, что энергоемкость в этой зоне практически не зависит от кре-
пости и петрографического состава. Это объясняется сильной на-
рушенностью пород, вызванной их разрушением взрывами зарядов,.
Рис. 3.9. Зависимость удельной энергоемкости L& бурения от глубины I сква-
жин в породах разной крепости f (а) и от расстояния b между скважинами (б)
118
Таблица 3.4
Шкала буримости горных пород Кривбасса
Категория крепости пород	Основное время бурения, мин	Энергоемкость бурения, 10е Дж/м
VI	0,020—0,023	1,8—2,88
VII	0,024—0,030	2,88—3,96
VIII	0,031—0,036	3,96—5,04
IX	0,037—0,043	5,04—6,12
X	0,044—0,049	6,12—7,56
XI	0,050—0,056	7,56—9,00
XII	0,057—0,066	9,00—10,44
XIII	0,067—0,083	10,44—11,52
XIV	0,084—0,097	11,52—12,60
XV	0,098—0,118	12,60—14,04
XVI	0,119—0,138	14,04—15,48
XVII	0,139—0,166	15,48—18,00
XVIII	0,167—0,193	18,00—21,24
XIX	0,194—0,255	21,24—24,84
XX	0,256—0,270	>24,84
размещенных в перебуре вышележащего горизонта. По мере про-
хождения второй и третьей буровых штанг удельная энергоемкость
бурения последовательно нарастает. Расход энергии по второй
штанге (интервал 7—15 м) в среднем в 2—2,5 раза выше, чем по
первой, и лишь в 1,1 —1,2 раза ниже, чем по третьей штанге. По-
этому при определении истинной энергоемкости бурения за базу
измерений принимали интервал 7—15 м. Измерение на этой базе
целесообразно не только с технической стороны (исключается влия-
ние дополнительных затрат энергии на разбуривание нарушенного
верхнего слоя), но и с методической — в этой части уступа свой-
ства пород изменены в наименьшей степени, и здесь в основном
размещается заряд ВВ.
Шкала буримости горных пород для условий месторождений
Кривбасса по показателям механической скорости и удельной энер-
гоемкости шарошечного бурения приведена в табл. 3.4.
Отмечено, что удельная энергоемкость бурения изменяется не
только по вертикали, но и по рядам скважин (рис. 3.9,6). Наблю-
дается небольшое увеличение энергоемкости при обуривании блока
в глубь массива. В среднем она увеличивается через каждый метр
на 0,18-106 Дж/м.
На основании данных, полученных при обуривании блоков, рас-
положенных на смежных горизонтах, построена зависимость изме-
нения удельной энергоемкости бурения по отдельным горизонтам
(рис. 3.10). Возрастание удельной энергоемкости (увеличение кре-
пости пород) по мере понижения горных работ свидетельствует
-о вполне определенном градиенте изменения крепости горных пород
массива, что можно использовать при ее прогнозировании в запла-
119
L6. 10* Дж/м
Рис. 3.10. Удельная энергоемкость La бу-
рения по горизонтам на Анновском карье-
ре Северного ГОКа
7,2 -	-------------______
З.Й1 I 1__________________I_______I-------1----
—45	-30	-15	0	15 Гор., м
нированных к отработке блоках, а также при корректировке норм
расхода ВВ, числа долот и других материалов.
Таким образом, выполненные исследования не только позволя-
ют использовать удельную энергоемкость шарошечного бурения
в качестве прямого критерия буримости горных пород, но и дают
основание для рассмотрения ее в качестве косвенного показателя
интегральной прочности массива и использования ее для оценки
такого свойства, как взрываемость.
Оценка взрываемости массива горных пород — одна из слож-
нейших задач горной науки. Многообразие факторов, влияющих на
результат взрыва, в сочетании со все еще недостаточной изученно-
стью протекания этого процесса приводит к большим разногласиям
в выборе критериев определения взрываемости пород.
В последнее время многие отечественные и зарубежные иссле-
дователи пришли к выводу, что наибольшая достоверность оценки
прочностных свойств горных пород может быть достигнута при со-
блюдении следующих требований:
испытуемый образец (или объект) должен быть доведен до раз-
рушения;
в качестве характеристики сопротивляемости породы данному
виду разрушения следует принимать количество выполненной ра-
боты (энергоемкость процесса).
На качество взрывоподготовки горной массы оказывают влия-
ние следующие факторы:
геологические — трещиноватость руд, крепость, структура, тек-
стура, обводненность и т. д.;
технологические — диаметр скважинного заряда, сетка распо-
ложения скважин, число взрываемых рядов, размеры колонки за-
ряда, сопротивление по подошве, наличие подпорной сетки, разме-
ры перебура, схемы взрывания, интервал замедления между груп-
пами зарядов ВВ, число плоскостей обнажения и т. д.;
энергетические — тип и плотность ВВ, направление детонации
и точки инициирования зарядов, внутрискважинное замедление,
конструкция заряда и др.
Однако, как уже было отмечено, степень влияния перечислен-
ных факторов на качество взрывоподготовки руд неодинакова.
Определяющими факторами, несущими не менее 70—75 % инфор-
мации о возможном качестве взрывоподготовки, являются крепость
пород (60 %) и удельный расход ВВ (10—15 %).
Исследования последних лет с достаточной надежностью пока-
зали, что работа взрыва заряда ВВ как по объему отбитой взры-
120
вом породы, так и по степени ее дробления пропорциональна по-
тенциальной энергии заряда ВВ [5]. Наиболее полно работа взры-
ва характеризуется потенциальной энергией применяемого типа
ВВ. Так, при проведении промышленных взрывов в процессе отбой-
ки железистых кварцитов полная работа ЛОбщ, МДж/кг, взрыва
определяется из выражения
Абщ= 2 (РЛ) / 2 Pi,
где Pi — масса ВВ соответствующего сорта, кг; Д, — полная иде-
альная работа взрыва для соответствующего сорта ВВ, МДж/кг;
2Р/ — масса фактически израсходованного ВВ по сортам, кг.
Общий расход энергии ВВ LB3P, МДж/кг, в этом случае
Рвзр = Общ»
где q — расход ВВ, кг/м3.
На Криворожских железорудных карьерах управляют каче-
ством взрыва в основном изменением удельного расхода ВВ и сет-
ки скважин. Однако использование этих методов управления каче-
ством взрыва без учета геолого-структурных особенностей место-
рождения, прочностных свойств слагающих его пород, нестационар-
ное™ самого процесса горного производства не всегда приносит
желаемые результаты. Это обстоятельство обусловливает необхо-
димость высокой оперативности сбора, обработки и использования
информации о свойствах объекта и параметрах процесса. Буро-
взрывной комплекс, являясь наиболее мобильным, непосредственно
•связанным с объектом и зависящим от его свойств, особенно нуж-
дается в такой информации.
Очевидно, что при наличии метода и критерия оперативной
оценки взрываемости пород возможно одновременное изменение
взрываемого объема и удельного расхода ВВ. Иными словами,
идеальным условием оптимизации работ по буровзрывному ком-
плексу является получение информации о взрываемости среды не-
посредственно в процессе ее бурения с дальнейшим прогнозом
взрываемости пород нижележащих горизонтов. В соответствии с
этим принципом в последнее время были проведены исследования
на карьерах месторождений черных и цветных металлов в породах
широкого диапазона крепости и трещиноватости и установлена
связь между удельными энергоемкостями бурения L6, МДж/м3, и
взрывного разрушения LB3P, МДж/м3, которая аппроксимируется
линейным уравнением
jLB3P = 0,15+0,011L6.
Значение первого слагаемого 0,15 справедливо для пород с
плотностью около 2,6 т/м3; для других условий оно равно 0,15 у/2,6,
где у — плотность породы, т/м3.
Работы, проведенные на Северном ГОКе, подтвердили в основ-
ном наличие связи между энергоемкостями бурения и взрывного
разрушения, которая выражается общим для данного месторожде-
ния уравнением
^взр = 0,2-|-0,1 \Lq.
121
Если взрывная среда сложена из различных горных пород с
энергоемкостями разрушения LB3pi, LB3P 2 и £ВЗрз, то средневзвешен-
ное значение Ьвзр.ср вычисляют в соответствии с мощностью про-
слойки (Яь Н2, Я3) каждой породы по формуле
»	^взр 1Н1 4- L взР2^2 4" ^-взрЗ^З
Ьвзр-ср’== Я14-//24-//з	’
Наличие связи между энергоемкостями бурения и взрывного
разрушения установлено на основании комплексного исследования.
Суть их в следующем: на одних и тех же взрывных блоках реги-
стрировали энергоемкость бурения взрывных скважин, скорость
бурения, параметры буровзрывных работ. После взрыва определя-
ли гранулометрический состав горной массы, фиксировали количе-
ство и участки выхода негабаритных кусков, регистрировали вре-
менные параметры процесса экскавации (производительность,
время погрузки и др.). По совокупности этих показателей состав-
ляли заключение о том, был ли заданный удельный расход ВВ до-
статочным, избыточным или недостаточным для разрушения пород
до требуемого уровня.
В качестве количественных критериев достаточного уровня раз-
рушения принимаем: средний диаметр куска 200—300 мм, выход,
класса -f-100 мм 50—60 %, производительность экскаватора ЭКГ-8И
не менее 300—350 м3/ч.
Использование энергетического метода оценки таких горно-тех-
нологических свойств горных пород, как буримость и взрываемость,
а также возможность накопления информации о них в объеме все-
го карьерного поля — главные предпосылки для картирования ме-
сторождения по этим показателям. В настоящее время картирова-
ние месторождений для оценки взрываемости производят по тако-
му показателю, как трещиноватость пород. При этом картирование
по трещиноватости пород сопряжено с определенной условностью
их отнесения к той или иной категории взрываемости. Известно,
что трещиноватость относят к категории случайных статистических
величин, она в пределах одного массива может изменяться в ши-
роком диапазоне. Картирование по трещиноватости возможно так-
же по поверхности вскрытых уступов. При частой смене пород это
может привести к ошибкам при экстраполяции свойств. Кроме того,
при этом не учитывается крепость пород, которую не следует сбра-
сывать со счетов при оценке их взрываемости.
Картирование массива по удельной энергоемкости обеспечива-
ет возможность детального прогнозирования и опережающей оцен-
ки, а кроме того, автоматически учитывается разница в крепости
пород. Работы, проведенные в 1980—1983 гг. на Анновском карье-
ре (табл. 3.5), полностью подтвердили эти положения. В настоя-
щее время подобные работы завершены также и по Первомайскому
карьеру Северного ГОКа. На основании теоретических исследова-
ний и большого числа экспериментальных данных разработана
«Инструкция районирования карьерных полей по показателям:
энергоемкости процессов бурения и взрывания горных пород».
122
Таблица 3.5
Сводные результаты районирования Анновского карьера Северного ГОКа
ло буримости и взрываемости горных пород
ГорнЗонт, м	Категория буримости	Скорость бурения, м/ч	О X оз S - з? «з о « Д ® О S « •а и х Ч Q.O4 £ « = >>03	Удельный расход ВВ, КГ/м3	Основная сетка сква- жин, м	Коэффициент расхода ша- рошечных долот на 100 м	Производи- тельность экскавации, м3/ч	Ориентиро- вочный сред- ний диаметр куска, мм
—60	X	21,1	7,56	0,67	6,7 X 6,7	0,78	347	240
4-45	XI	19,7	9,00	0,72	6,5X6,5	0,87	380	238
4-30	XI—XII	20,1	9,00	0,79	6,5 X 6,5	0,92	311	248
4-15	XII	18,1	9,36	0,79	6,4 X 6,4	0,95	261	239
0	XII—XIII	18,3	10,08	0,84	6,3 X 6,3	1,06	226	263
-15	XIII	16,4	10,44	0,84	6,2 X 6,2	1,08	203	249
—30	XIII	15,4	11,16	0,85	6,2 X 6,2	1,13	252	237
—45	XIV	13,8	11,88	0,92	6X6	1,23	228	245
По существу, районирование сводится к следующему.
Измерения проводят в первую очередь вкрест простирания сла-
гающих месторождение пород по каждой ее разновидности. Как
показали многочисленные исследования представительных лабора-
торных проб, характеризующих отдельные периоды отработки Кри-
ворожских месторождений, если контуры текстурно-минералогиче-
ских разновидностей руд определены достаточно точно, то резких
отклонений в технологических показателях кварцитов по прости-
ранию и на глубину не наблюдается. Последние особенно ощути-
мы в зонах контакта различных разновидностей кварцитов, а так-
же контакта со сланцами и зоной окисления.
Затем должны быть выполнены измерения по двум-трем раз-
новидностям по простиранию и в глубину залегания этих разновид-
ностей в целях определения градиента крепости горных пород мас-
сива в горизонтальном и вертикальном направлениях. Результаты
этих измерений используют при прогнозировании буримости и
взрываемости пород в запланированных к отработке блоках, а так-
же для корректировки норм расхода ВВ, средств взрывания, числа
долот и других материалов.
Полученные данные по каждой разновидности горных пород,
принимая во внимание их расположение в плане и угол падения
рудного тела, группируют и наносят погоризонтно на планы с уче-
том фронта ведения работ и порядка отработки месторождения.
На основании полученных результатов строят статистические
погоризонтные модели (рис. 3.11).
Полученные таким образом погоризонтные планы и построен-
ные на их основе статистические распределения показателей бури-
мости и взрываемости горных пород являются основными докумен-
тами для проектирования и планирования буровзрывных работ, что
позволяет повысить их качество, дать прогнозную оценку сопротив-
ляемости разрушению горных пород в процессах бурения и взрыва-
123
Рис. 3.11. Статистическое распределение О показателей буримости и взрываемо-
сти горных пород по рудоскальным горизонтам Анновского месторождения:
L6 — шкала буримости; LB3p—шкала взрываемости; Ki — категория буримости; Кг — ко-
эффициент расхода долот; Ь — размер сетки скважин
ния и в целом улучшить технико-экономические показатели работы
горнорудного предприятия.
Районирование карьерных полей на карьерах Северного ГОКа
с учетом повышения эффективности работы всех звеньев рудопод-
готовки позволило снизить объем буровых работ на 4 %, расход
В В на 0,9 %, повысить производительность мельниц самоизмельче-
ния на 1—2 % и сэкономить на каждой стадии добычи и перера-
ботки сырья значительное количество электроэнергии, шарошечных
долот, броневых плит и других материалов.
Таким образом, интенсификация технологии рудоподготовки
привела к необходимости совместного рассмотрения триединой
системы взрыв — дробление — измельчение, оптимизации ее пара-
метров по критерию минимума энергетических затрат на выпол-
нение технологических процессов, переноса центра тяжести рудо-
подготовки на операцию взрывной отбойки полезных ископаемых с
одновременным увеличением интенсивности взрывного нагружения
рудных массивов. Использование этой рекомендации путем уве-
124
личения энергозатрат в процессе взрывания с 4,0 до 6,3 МДж/м3
позволило уже на первом этапе внедрения их повысить в среднем
производительность дробилок крупного дробления на 20%, сред-
него и мелкого дробления на 10 % при одновременном снижении
расхода электроэнергии на эти операции соответственно на 30 %.
3.7.	Опыт взрывной дезинтеграции
В настоящее время взрывное разрушение рудных массивов
следует рассматривать как одну из стадий дезинтеграции наряду
с крупным и средним механическим дроблением, а крупное и сред-
нее дробление начинают включать в технологию добычи полезных
ископаемых.
Широкая опытно-промышленная проверка взрывной подготов-
ки горной массы оптимальной кусковатости и прочности в условиях
горно-обогатительных комбинатов Кривбасса и Курской магнитной
аномалии, разрабатывающих железистые кварциты высокой кре-
пости (коэффициент крепости 12—18 по шкале проф. М. М. Про-
тодьяконова), полностью подтвердила ее жизненность, полезность
и технологическую осуществимость.
Увеличение удельного расхода ВВ в 1,5—2,5 раза и в некото-
рых случаях одновременное сокращение интервала между взрыва-
ми скважинных зарядов до 2—3 мс при взрывной рудоподготовке
на Ингулецком горно-обогатительном комбинате позволили зна-
чительно улучшить качественные и количественные характеристики
горной массы, касающиеся преобразования ее структуры и полу-
чения кусков пониженной прочности, что отразилось на показате-
лях последующих стадий переработки (табл. 3.6).
Многолетние испытания способа взрывной подготовки с повы-
шенным удельным расходом ВВ в условиях Михайловского ГОКа
показали, что увеличение интенсивности взрывов в промышленных
условиях с 4 до 6,3 МДж/м3 сопровождается возрастанием произ-
водительности дробилок крупного дробления более чем на 20 %,
среднего и мелкого дробления — на 10 %, при этом удельный рас-
ход электроэнергии на дробление снижается соответственно на 30'
и 8 %. При увеличении удельной энергии взрывов на 20—30 %
производительность секции обогащения возрастает в среднем на
4—6 %, выход концентрата увеличивается на 2,5 %, извлечение
железа в концентрат на 4,5 %. Широкомасштабная проверка спо-
соба взрывной подготовки при производстве массовых взрывов
повышенной интенсивности показала, что выход концентрата уве-
личивается более чем на 0,7 %, а извлечение железа в концентрат
на 1,14 % по сравнению с базовыми. Значительно снижены энер-
гозатраты на переработку руды, например удельный расход элек-
троэнергии на дробление уменьшен на 9 %, на измельчение — на
4 %. Общий экономический эффект от внедрения взрывной рудо-
подготовки составил 3,26 млн. р.
Аналогичные результаты были получены в условиях Лебедин-
ского ГОКа (работы выполнялись НИИКМА). Установлено, что-
125
Таблица 3.6
"Изменение характеристик и показателей переработки горной массы
при различных режимах взрывной подготовки
	Многорядное взрывание при удельном расходе ВВ, Кг/м3				
Показатель	1	2	3	2	3
					
		Обычное		С уменьшенным	
				интервалом	
Средний диаметр куска.					
мм	250	150	140	120	100
Крепость руды после гвзрыва (до взрыва 18— 20) по шкале проф. М. М. Протодьяконова 'Относительное увеличе-	17—19	15—17	15—17	13—15	11—13
ние срока службы карь- •ерного оборудования Относительное уменьше-	1	1,2—2	1,3—2	1,5—2,5	1,5—2
					
ние степени износа бро- ни дробилки ККД 'Средняя крупность дроб- ленного в дробилке КМД	1	1,2—1,5	1,3—1,5	1,5—2	2—2,5
продукта, мм 'Относительное уменьше-	12	10	9	8	6
ние расхода шаров при измельчении Прирост производитель-	1	1,5	1,2	1,3	1,5
ности мельниц, %	0	5—10	5—10	8—12	10—20
Прирост содержания же- леза в концентрате, %	0	0,2	0,25	0,3	0,5
с увеличением удельной энергии ВВ при взрывной подготовке
выход мелких классов возрастает по параболическим зависимо-
стям, а крупных классов уменьшается по гиперболическим зави-
симостям. Качество взрывной подготовки зависит также от кре-
пости и трещиноватости руд, схем взрывания, направления отбой-
ки по отношению к основному направлению систем трещин и
наличия контактных зон, сложенных крепкими и слабыми горны-
ми породами.
Энергоемкость дробления зависит от кусковатости и крепости
поступающей руды, приложенных удельных взрывных нагрузок и
ширины разгрузочной щели дробилок. С увеличением выхода
мелких классов удельная энергоемкость дробления пропорциональ-
но снижается, а крупных — возрастает. Эти зависимости выраже-
ны уравнениями регрессии. Увеличение среднего диаметра куска
в 3 раза приводит к возрастанию удельной энергоемкости дробле-
ния и снижению производительности дробилки ККД в 3—5 раз в
зависимости от типов железистых кварцитов и удельной взрывной
нагрузки при отбойке. При изменении ширины разгрузочной щели
•со 180 до 200 мм удельная энергия дробления уменьшается почти
в 2 раза. Значения коэффициента крепости и предела прочности
J26	_
одноосному сжатию образцов, взятых из кусков взорванной рудьп
разной крупности при удельной энергии взрыва 2—4 МДж/м3, от-
личаются незначительно и возрастают на 5—10 % с увеличением
класса крупности от —1004-25 до —4004-250 мм.
Внедрение буровзрывных работ с дифференцированными па-
раметрами при отбойке разных типов железистых кварцитов в:
карьере Лебединского ГОКа при повышенных (в 1,5 раза) удель-
ных расходах ВВ позволило повысить производительность мель-
ницы самоизмельчения типа ММС-70/23 на 4 %, а содержание
измельчающего класса 4-100 мм в измельчаемой руде — с 41,07'
до 54 % (при требуемом содержании класса 4~Ю0 мм 57 %). При
этом достигнутый годовой экономический эффект составил
87,524 р.
Аналогичная работа, выполненная Днепропетровским горным,
институтом совместно с НИГРИ на карьерах Северного ГОКа,,
позволила повысить производительность мельниц самоизмельче-
ния на 8 %.
Приведенные примеры наглядно подтверждают перспективность,
широкого использования способа взрывной дезинтеграции.
4 РАДИОМЕТРИЧЕСКИЕ МЕТОДЫ
РАЗДЕЛЕНИЯ
4.1.	Особенности радиометрических методов
Вовлечение месторождений бедных руд в эксплуатацию, за-
трудненную сложными горно-геологическими условиями их зале-
гания, применение для отработки таких месторождений высокопро-
изводительного горного оборудования и систем с массовым обру-
шением снижают качество сырья, поступающего на обогащение,
•усложняют технологические схемы его переработки. Этим
объективным отрицательным факторам, понижающим эффектив-
ность процессов обогащения, в настоящее время противопоставля-
ется система управления качеством добываемых руд. В основе
такой системы — принципиально новая стратегия обогащения,
основное отличие которой от существующей технологии состоит в
том, что она предусматривает предварительную концентрацию
полезных компонентов в исходной руде на всех стадиях добычи
и переработки полезных ископаемых: с момента исследования руд
в условиях их естественного залегания вплоть до их измельчения
на фабрике. Система управления качеством руды включает раз-
деление руд по минеральному составу и содержанию элементов на
технологические типы и сорта в блоках, подготовленных к отра-
-ботке, крупнопорционную сортировку добытой горной массы в
транспортных емкостях и потоках после крупного дробления и
мелкопорционную сортировку или покусковую сепарацию руды
после среднего дробления. Цель этих операций — удаление пустой
породы и некондиционной руды из горной массы, поступающей на
измельчение, а в некоторых случаях и разделение этой массы на
технологические сорта.
Физико-геологической основой новой технологии управления
качеством руд, предусматривающей широкое использование про-
цессов предварительной концентрации полезных компонентов до
их измельчения и флотации или гравитационного обогащения, яв-
ляется природная гетерогенность руд. Эффективность новой тех-
нологии комплексного управления качеством руд определяется
двумя известными из геологии и горного дела факторами: коэф-
фициентом рудоносности и коэффициентом разубоживания руд
при добыче. Чем ниже рудоносность и выше разубоживание, тем
эффективнее протекают процессы предварительной концентрации.
'Общетеоретической основой этой технологии является представле-
ние о контрастности руд [35, 41], а ее методической и техниче-
ской базой — ядерно-физические методы опробования и радиомет-
рическое обогащение руд.
Широкое использование операций предварительной концентра-
ции руд невозможно без применения методов ядерной геофизики
128
и радиометрии, так как только они на сегодняшний день обладают
необходимой оперативностью и экспрессностью и способны обслу-
жить непрерывный технологический поток надлежащей информа-
цией, на основе которой возможно построение автоматических
систем управления с использованием высокого уровня автомати-
зации, механизации и электронно-вычислительной техники (ЭВМ).
Особенность радиометрических и ядерно-физических методов
по сравнению с другими методами и процессами обогащения за-
ключается в том, что они дают возможность вынести предвари-
тельную концентрацию руд за пределы обогатительной фабрики
и продвинуть эту операцию к началу горнотехнологического про-
цесса — вплоть до стадии отбойки руды. Эта особенность имеет
большое значение, так как управляющее воздействие операции на
технологический процесс тем эффективнее, чем ближе ее место к
началу процесса.
Радиометрическая и ядерно-физическая сортировка руд не
только становится надежным заслоном от поступления на фабрику
некондиционной рудной массы и разубоживающих вмещающих
пород, но и открывает возможность отработки месторождений ме-
тодами массового обрушения с применением высокопроизводитель-
ной горной техники. С введением в технологию переработки руд
новых операций радиометрической сортировки дополнительно к
известным и применяемым (механическим, физико-химическим,
физическим и химическим) используются принципиально новые
технологические свойства минералов, связанные с радиационным
воздействием на них излучений различной частоты и основанные
на взаимодействии этих излучений с веществом (вплоть до атом-
ного и ядерного уровней). Это позволяет значительно повысить
точность и эффективность технологических процессов, а также
степень комплексности использования полезных ископаемых.
4.2.	Краткая характеристика радиометрических методов
рудоподготовки
Согласно классификации В. А. Мокроусова и В. А. Лилеева
[ 35], под радиометрическими методамиобогащения
понимают все физические методы, основанные на взаимодействии
любого вида излучений с веществом горных пород и руд на раз-
личных уровнях, начиная от ядерных частиц и фотонов (гамма-
кванты, нейтроны и т. д.), длина волны которых находится в пре-
делах 10-13—10-11 м, вплоть до радиоволн и теплового инфра-
красного излучения с длиною волны 10-5—105 м.
Принимая эту классификацию и терминологию, следует все-
таки четко помнить о том, что в смежных науках (физике, геоло-
гии) по этому вопросу существуют иные представления [12, 57].
Так, под радиометрическими там понимают лишь методы исследо-
вания горных пород и руд, обладающих естественной радиоактив-
ностью за счет присутствия в них радиоактивных элементов, та-
ких, как уран, торий, калий и др. Методы, основанные на изуче-
9 Зак. 283	129
нии искусственной (вызванной) радиоактивности пород и руд под
воздействием радиоактивных излучений, объединяются в группу
ядерно-физических. Все остальные методы, основанные на эффек-
тах взаимодействия светового, теплового или радиоволнового излу-
чений с горными породами и рудами, относятся к физическим, или
геофизическим, методам.
Вместе с тем нельзя не признать, что предложенные В. А. Мо-
кроусовым и В. А. Лилеевым классификация и терминология с
точки зрения обогащения полезных ископаемых являются логич-
ными, поскольку они в наиболее общем виде формулируют физи-
ческие принципы и свойства руд и минералов, на основе которых
производится разделение. Этими принципами являются процессы
взаимодействия излучений с веществом, а разделительными при-
знаками — спектральный состав и интенсивность вторичных излу-
чений, возникающих в процессе таких взаимодействий. Арсенал
радиометрических методов обогащения чрезвычайно богат, разно-
образен и постоянно пополняется за счет технической реализации
эффектов взаимодействия излучений с веществом.
Методы, основанные на изучении естественной радиоактивности
руд, называются в обогащении авторадиометрическими [49], по-
скольку сам объект исследования является радиоактивным. К та-
ким рудам относятся урановые, ториевые и калиевые. Естественная
радиоактивность этих руд обусловлена наличием в них радиоак-
тивных изотопов уранового, ториевого и калиевого ряда, распад
которых сопровождается гамма-излучением. Спектрометрия есте-
ственного гамма-излучения используется при геологическом карти-
ровании и съемках для решения геохимических и поисковых задач,
когда требуется определить природу радиоактивных аномалий или
исследовать рудопроявления с неустойчивым радиоактивным рав-
новесием.
При отработке урановых месторождений с равновесными руда-
ми, в которых уран находится в состоянии динамического равно-
весия со своими продуктами распада (с радием), не требуется
спектрометрических измерений, так как общая (интегральная) ин-
тенсивность гамма-излучения однозначно связана с содержанием
урана. Месторождения равновесных урановых руд — основной
объект применения авторадиометрии, которая используется здесь
при каротаже скважин и опробовании горных выработок в целях
получения исходных данных для подсчета запасов, а также при
оконтуривании рудных тел и подготовке эксплуатационных блоков
к выемке, сепарации и переработке руд на обогатительной фабри-
ке, анализе продуктов обогащения. На действующих горных пред-
приятиях, ведущих отработку урановых месторождений с помощью
авторадиометрии, созданы эффективные системы рудоподготовки
и контроля обогатительного процесса.
Другими объектами применения методов, основанных на есте-
ственной радиоактивности руд, являются месторождения калий-
ных солей и редкоземельных элементов, таких, как иттрий, церий,
130
лантаноиды, тантал и ниобий, минералы которых обычно содержат
торий, а также месторождения, в рудах которых наблюдается
тесная корреляционная связь между полезным элементом и ра-
диоактивной примесью, обусловленная их парагенезисом. К числу
последних относятся, например, золото-урановые месторождения
или месторождения апатитовых руд с четко выраженными пара-
генетическими связями между фосфором и торием.
Ядерно-физические методы основаны на взаимодей-
ствии ионизирующих излучений с веществом горных пород и руд
на атомно-электронном и ядерном уровнях элементов, входящих
в их состав. По характеру взаимодействия и природе регистрируе-
мого излучения эти методы делятся на две основные группы.
В первую группу входят гамма-методы, использующие эффекты
взаимодействия гамма-квантов или рентгеновского излучения с
ядрами и электронными оболочками атомов элементов. К этой
группе относятся следующие методы: рассеянного гамма-излуче-
ния, или гамма-гамма-метод, рентгенорадиометрический, ядерного
гамма-резонанса, гамма-электронный и гамма-нейтронный, назы-
ваемый иногда фотонейтронным. Во вторую группу входят ней-
тронные методы, основанные на взаимодействии нейтронов с ядра-
ми элементов, входящих в состав горных пород и руд, в частности
нейтрон-нейтронный, или нейтронно-абсорбционный, нейтронно-ре-
зонансный, нейтронный гамма-метод, нейтронно-активационный и
некоторые другие.
Гамма-гамма-метод, или метод рассеянного гамма-излучения,
основан на измерении характеристик рассеянного излучения (пото-
ка энергии и др.), возникающего при облучении горных пород
внешним источником гамма-квантов. В качестве источников обыч-
но используют радиоактивные изотопы с энергией гамма-квантов
ют нескольких десятков до нескольких сот килоэлектрон-вольт:
«°Со (1 МэВ), 137Cs (660 кэВ), 57Со (123 кэВ), 75Se (136 и
270 кэВ), 241Ат (60 кэВ), 170Тт (52 и 84 кэВ), 133Ва (80, 290 и
360 кэВ) и др. В этом диапазоне энергии основными процессами,
ослабляющими гамма-кванты в горных породах, являются комп-
тоновское рассеяние на электронах и фотоэлектрическое поглоще-
ние атомами вещества. В процессе рассеяния первичные гамма-
кванты меняют направление своего движения, частично теряют
энергию и поглощаются. Процесс ослабления первичных гамма-
квантов зависит от плотности и вещественного состава (эффек-
тивного атомного номера) горных пород и руд. Чем выше перво-
начальная энергия гамма-квантов, тем большую роль в их ослаб-
лении играет плотность пород и руд, и, наоборот, чем ниже их
энергия, тем больше влияние вещественного состава. В связи с
этим различают две основные модификации гамма-гамма-метода:
селективную и плотностную. Плотностной гамма-гамма-метод осно-
ван на измерении жесткой составляющей (свыше 150—200 кэВ)
рассеянного гамма-излучения, в то время как в селективном гам-
ма-гамма-методе измеряют мягкую составляющую (ниже 200—
250 кэВ).
9*
131
Измерения в гамма-гамма-методе осуществляют в геометрии
прохождения через слой, когда источник и детектор разделены
исследуемой средой, или в геометрии диффузного отражения от
слоя, когда источник и детектор находятся по одну и ту же сторо-
ну от исследуемой среды на расстоянии друг от друга, называе-
мом в геофизике длиной зонда. При этом измерения можно вести
с коллимацией первичного и вторичного излучения (метод узкого
пучка) или без коллимации излучений (в широком пучке). При
полевых геофизических исследованиях чаще всего применяет гео-
метрию диффузного отражения от слоя без коллимации излучений.
В качестве детекторов обычно используют сцинтилляционные
счетчики, состоящие из кристаллов йодистого натрия, активиро-
ванного таллием, и фотоэлектронных умножителей. Для выделе-
ния мягкой и жесткой составляющих применяют спектрометриче-
скую аппаратуру.
Сравнение физических свойств горных пород по отношению к
поглощению гамма-излучения с энергией выше A-уровня всех
элементов, входящих в состав исследуемой среды, можно прово-
дить по эффективному атомному номеру пород:
^эф =* у/ 2	’
где Zi — атомные номера элементов, входящих в состав среды;
qi — содержание этих элементов.
Анализ табл. 4.1 показывает, что минералы можно разделить
на несколько групп, значительно отличающихся по атомному но-
меру: I — вода и каменный уголь (2Эф менее 10); II — основные
породообразующие минералы с незначительным содержанием же-
леза, марганца и других элементов с атомным номером более 20
(2Эф от 11 до 15); III — рудные и породообразующие минералы,
содержащие железо и медь (2эф от 18 до 30); IV — минералы, со-
держащие тяжелые элементы — барий, вольфрам, свинец, ртуть,
уран (2Эф более 50).
Основное условие эффективного использования гамма-гамма-
метода для сортировки и сепарации — наличие тесной корреляци-
онной связи между эффективным атомным номером и содержанием
определяемого элемента. Очевидно, что нарушение этой связи
главным образом обусловлено влиянием элементов и минералов
с близкими к определяемому элементу или минералу атомными
номерами. Это влияние можно оценить по табл. 4.2, при составле-
нии которой использовано понятие эквивалентной концентрации —
соотношение эффективных атомных номеров мешающего и основ-
ного элементов или минералов.
Гамма-гамма-метод широко применяют при каротаже скважин
и опробовании выработок на месторождениях бокситов, фосфори-
тов, угля, нефти и газа для литологического расчленения пород по
плотности, на рудных месторождениях, отличающихся простым
(моноэлементным) составом руд, таких, как месторождения же-
леза, сурьмы, свинца, т. е. в тех случаях, когда все основные ва-
132
Таблица 4.1
Эффективный атомный номер и плотность некоторых минералов и горных пород
Минерал, порода	Формула	Эффек- тивный атомный номер	Плотность,. г/см3
Альбит	NaAlSi3O8	Н,1	2,62
Амфиболы	(Mg, Fe)7(SUOu)2(OH)2	15,3	27,3
Англезит	PbSO4	72,2	6,3
Анортит	CaAlSi3O8	13,4	2,75
Антимонит	Sb2S3	47,2	4,6
Бадделеит	ZrO2	36,2	4,7
Барит	BaSO4	46,6	4,45
Браунит	Mn2O3	22,3	4,9
Борнит	Cu5FeS4	26,3	4,5
Висмутин	Bi2S3	77,5	6,6-
Вода	H2O	7,7	1,9
Вольфрамит	(Ma, Fe)WO4	62,9	7Д
Г аленит	PbS	78,2	7,5
Гаусманит	Mn3O4	22,5	4,3
Гематит	Fe2O3	23,7	5,1
Г ранит	—	13,6	2,7
Диабаз	—	15.9	3,1
Доломит	CaMg(CO3)2	12,9	2,7
Известняк	CaCO3	15,1	2,75
Ильменит	FeTiO3	23,1	4,7
Кальцит	CaCO3	15,1	2,7
Кварц	SiO2	11,65	2,65
Ковеллин	CuS	23,5	4,6
Киноварь	HgS	76,2	8,1
Колумбит	(Fe, Mn)Nb2O6	34,4	5,2
Кубанит	CuFe2S3	24,2	4,1
Лопарит	(Na, Cl, Ca)(Nb, Ti)O3	26,9	4.8
Магнетит	Fe3O4	23,4	5.1
Миллерит	NiS	25,0	5,4
Монацит	(Ce. La, .. .)PO4	48,5	5,2
Песчаник	—	12,,5	2,3
Пентландит	(Fe, Ni)9S8	24,3	4,7
Перовскит	CaTiO3	18.6	4.0
Пирит	FeS2	21,7	5,0-
Пирротин	CuFeS2	23,0	4,7
Пирохлор	(Na, Ca, ...)2(Nb, Ti, ...)O6(F, OH)	24,5	4,2
Пиромозит	MnO2	21,6	4.9
Пироксены	(Mg, Fe)7SiO3	17,0	2,7—3
Поллуцит	CsAlSi2Os	41,6	2.9
Рутил	TiO2	18,7	4.2
Сидерит	FeCO3	20,6	3,9
Стронцианит	SrCO3	32,0	3.7
Сфалерит	ZnS	26,7	4.0
Танталит	(Fe, Mn)Ta2O6	65,1	8,2
Титаномагне-	Fe3O4-TiO2	23,1	5.1
тит			
Уголь	C	12,0	1,3
Халькозин	Cu2S	27,3	5,7
Халькопирит	CuFeS2	24,7	4,2
133
Продолжение табл. 4.1
Минерал, порода	Формула	Эффек- тивный атомный номер	Плотность, г/см3
Хромшпине-			
лиды	—	18,0	4,4
Целестин	SrSO4	30,0	4,0
Церуссит	РЬСОз	75,3	6,5
Циркон	ZrSiO4	31,9	4.7
Шеелит	CaWO4	63,8	6,0
Эвдиалит	Na2Ca2Zr	21,5	2,9
Таблица 4.2
Эквивалентные концентрации минералов рудных месторождений
Руда	Основные рудные минералы	Сопутствующие минералы	Эквивалентная концентрация, отн. ед.
Баритовая	Барит		.	1,0
		Пирит	2,1
		Г аленит	0,6
Вольфрамовая	Вольфрамит	—	1.0
	Шеелит		0,93
		Кальцит	4,2
Железная	Магнетит		1.0
		Рутил	1.2
		Пиромозит	1,1
		Кальцит	0,6
Марганцевая	Пиролюзит	—	1.0
		Магнетит	0,9
		Гематит	0,9
Ртутная	Киноварь	—•	1,0
		Барит	1,7
		Антимонит	1,6
Свинцово-цинко-	Галенит	—<4	1,0
вая		Пирит	3,6
		Сфалерит	2,9
		Барит	1,7
	Сфалерит	—*	1,0
		Пирит	1,2
		Галенит	0,3
		Барит	0,6
Стронциевая	Стронцианит	--	1,0
Сурьмяная	Антимонит	—•	1,0
		Барит	1,0
		Киноварь	0,6
Хромовая	Хромшпинелиды	—.	1,0
		Магнетит	1.3
		Гематит	1,3
134
риации плотности и эффективного атомного номера руд обуслов-
лены изменениями содержаний одного какого-нибудь элемента,
имеющего промышленное значение. На месторождениях комплекс-
ных руд, где такая зависимость отсутствует, возможности метода
ограниченны. Гамма-гамма-метод используют и при обогащении
полезных ископаемых — при крупнопорционной сортировке руд в
транспортных емкостях на месторождениях полиметаллических
руд для определения свинца непосредственно в вагонетках и са-
мосвалах. Существуют также радиометрические сепараторы для
обогащения руды методом рассеянного гамма-излучения, например
сепаратор «Прекон» финской фирмы «Оутокумпу».
Рентгенорадиометрический метод основан на возбуждении и
регистрации характеристического рентгеновского излучения эле-
ментов, называемого иначе атомной флуоресценцией. Атомная
флуоресценция элементов возникает в результате ионизации элек-
тронных оболочек, ближайших к ядру атома элемента (К- или
А-оболочки), под воздействием внешнего радиоактивного излуче-
ния (гамма-кванты, рентгеновское излучение, протоны, бета-части-
цы и т. д.). Для ионизации электронной оболочки атома необхо-
димо, чтобы энергия внешнего возбуждающего излучения была не-
много больше потенциала связи электронов этой облочки с ядром.
В результате воздействия такого излучения один или несколько
электронов удаляются с электронной оболочки и атом оказывается
в возбужденном состоянии (ионизированным). Избыток его энер-
гии при переходе в основное нормальное состояние уносится либо
вторичным Оже-электроном, либо квантом характеристического
рентгеновского излучения. Энергия этого излучения для каждого
элемента строго фиксирована, а поток образующихся квантов
связан с массовой концентрацией этого элемента пропорциональ-
ной зависимостью. Атомная флуоресценция является неполяризо-
ванным фотонным электромагнитным излучением, но имеет линей-
чатый спектр, т. е. распадается на ряд дискретных по энергии
линий, образующих К-, L- или Al-серии в зависимости от того,
какие электронные оболочки атома ионизируются под воздейст-
вием внешнего излучения (табл. 4.3).
В качестве источников возбуждения применяют рентгеновские
трубки и радиоизотопные источники, испускающие моноэнергети-
ческое фотонное излучение с энергией ниже 150 кэВ, например
109Cd (22,5 и 88 кэВ), 119от Sn (23,8 и 62 кэВ), 57Со (123 кэВ)
241Ат (60 кэВ), 145Sm (32 кэВ) и др.
Рентгенорадиометрический метод можно использовать для
определения почти всех элементов в рудах. В этом смысле он не
имеет физических ограничений и является универсальным. Однако
методические возможности и эффективность метода зависят от
разрешающей способности применяемой аппаратуры и в первую
очередь от энергетического разрешения детекторов, в качестве ко-
торых применяют кристалл-дифракционные, сцинтилляционные,
пропорциональные и полупроводниковые счетчики. Измерения в
рентгенорадиометрическом методе производят в геометрии прямой
135
Таблица 4.3
Энергия характеристического рентгеновского излучения К- и L-серий
некоторых элементов руд цветных металлов, кэВ
		-серия		/.-серия	
Атом- ный номер	Элемент	а	Н	а	3
26	Железо	6,40	7,06	0,70	0,72
27	Кобальт	6,93	7,65	0,77	0,79
.28	Никель	7,48	8,26	0,85	0,87
29	Медь	8,05	8,90	0,93	0,95
30	Цинк	8,64	9,57	1,01	1,03
33	Мышьяк	10,54	11,72	1,28	1,32
38	Стронций	14,16	15,83	1,81	1,87
40	Цирконий	15,77	17,67	2,04	2,12
41	Ниобий	16,61	18,62	2,17	2,26
42	Молибден	17,48	19,61	2,29	2,39
47	Серебро	22,16	24,94	2,98	3,15
48	Кадмий	23,17	26,09	3,13	3,32
50	Олово	25,27	28,48	3,44	3,66
51	Сурьма	26,36	29,72	3,60	3,84
56	Барий	32,19	36,38	4,47	4,83
73	Тантал	57,52	65,21	8,14	9,34
74	Вольфрам	59,31	67,23	8,40	9,67
80	Ртуть	70,72	80,26	9,99	11,82
82	Свинец	74,96	84,92	10,55	12,61
83	Висмут	77,10	87,33	10,84	13,02
видимости, когда детектор и источник ориентированы относитель-
но исследуемой среды таким образом, чтобы детектор «видел»
часть поверхности или объема исследуемой среды, облучаемой
источником.
При практической реализации метода для анализа горных по-
род и руд необходимо не только выделить во вторичном спектре
аналитическую линию определяемого элемента, но и учесть ряд
мешающих факторов, таких, как изменение состава и плотности
вмещающей среды, нарушение геометрических условий измерения
вследствие неровности поверхности исследуемых объектов и т. п.
Существуют различные способы такого учета, из которых следует
выделить два наиболее широко применяющихся в практике геоло-
гических работ. Оба они основаны на дополнительном использо-
вании рассеянного гамма-излучения источника и являются моди-
фикациями так называемого способа внутреннего стандарта-фона.
Способ спектральных отношений предусматривает компенса-
цию мешающих факторов посредством измерения соотношения
потоков квантов (скоростей счета импульсов), измеренных на двух
участках вторичного спектра, один из которых соответствует ана-
литической линии определяемого элемента, а другой — области
излучения, рассеяннного исследуемой средой. Математическим
836
выражением этого способа является алгоритм \] — N\/N2, где
т) — спектральное отношение, a Ni и ^2 — скорости счета импуль-
сов соответственно на первом и втором участках вторичного
спектра.
В способе спектральной разности изменяют разность скоростей
счета в тех же интервалах спектра 6=7Vi—kN 2, где 6 — спектраль-
ная разность, a k — коэффициент пропорциональности, выбранный
с таким расчетом, чтобы при отсутствии в исследуемой среде
определяемого элемента соблюдалось условие 6=0, т. е. k—
=Л^1/Л^2=const при концентрации определяемого элемента, рав-
ной нулю.
Рентгенорадиометрический метод широко применяют для опре-
деления свинца, цинка, меди, молибдена, вольфрама, бария, оло-
ва, сурьмы и многих других элементов в рудах при каротаже
скважин, опробовании горных выработок, анализе проб. На гор-
нодобывающих предприятиях цветной металлургии рентгенорадио-
метрический метод используют при технологическом картировании:
и опробовании руд в естественном залегании в целях получения,
исходных данных для подсчета запасов полезных ископаемых, для:
оконтуривания рудных тел при подготовке эксплуатационных,
блоков к отработке, при сортировке товарных руд в навале и:
транспортных емкостях, при сепарации и контроле технологиче-
ского процесса обогащения на фабрике, при анализе проб исход-
ной руды и продуктов ее переработки в заводских аналитических,
лабораториях. На основе рентгенорадиометрического метода со-
зданы комплексные системы управления качеством руд, внедряе-
мые на горных предприятиях. В настоящее время этот метод яв-
ляется одним из наиболее эффективных в практике ведения гео-
логоразведочных и горных работ на рудных месторождениях.
Метод ядерного гамма-резонанса основан на явлении резонанс-
ного поглощения и испускания гамма-квантов ядрами элементов;
без потери энергии на их тепловую отдачу (эффект Мессбауэра)..
В обычных нормальных условиях явление ядерного гамма-резо-
нанса не наблюдается вследствие того, что ядро тратит часть-
своей энергии на тепловую отдачу, нарушая тем самым условия-
резонанса. Кроме того, ширина резонансной линии в этих усло-
виях значительно меньше ее допплеровского уширения, что прак-
тически делает невозможным наблюдение этого явления.
Для наблюдения ядерного гамма-резонанса необходимо соблю-
дение двух основных условий: во-первых, излучающие и погло-
щающие ядра должны быть жестко связаны; во-вторых, энергия
гамма-квантов должна быть небольшой, чтобы процесс резонанс-
ного их поглощения и рассеяния не сопровождался разрывом;
связей ядра с окружением. Эти условия соблюдаются в двух
случаях: при очень низкой температуре, близкой к температуре-
абсолютного нуля, когда тепловое движение атомов и молекул в
значительной мере подавлено, или в тех случаях, когда резонанс-
ное ядро находится в жестко связанной кристаллической решетке
твердого тела. Последний случай представляет практический ин-
137
терес, так как он дает возможность наблюдать ядерный гамма-
резонанс в нормальных условиях.
Если атом-излучатель или атом-поглотитель входит в состав
жесткой кристаллической решетки, то однозначная связь между
импульсом гамма-кванта и энергией отдачи, которая существует
для свободных атомов, нарушается, Энергии отдачи недостаточно
для разрыва химических связей в решетке, поэтому импульс отда-
чи воспринимается не резонансным ядром атома, а всей кристал-
лической решеткой в целом. Фактическая энергия отдачи в этих
условиях становится ничтожно малой, и поэтому тепловая отдача
перестает препятствовать наблюдению ядерной резонансной флуо-
ресценции. Более того, с исчезновением отдачи допплеровская ши-
рина уровня становится меньше естественной, т. е. возникает не-
смещенная резонансная линия с естественной шириной.
Поскольку отношение естественной ширины резонансной линии
к энергии ядерного перехода очень мало (для 119'"Sn, например,
оно равно Ю-12), то достаточно ничтожных изменений энергии
излучаемых гамма-квантов, чтобы нарушить условия резонанса.
Одним из таких способов является движение источника излучения
относительно поглотителя, когда вследствие эффекта Допплера
меняются частота и энергия вопринимаемых поглотителем гам-
ма-квантов. Таким образом, в этих условиях эффект Допплера
уже не мешает, а, наоборот, помогает наблюдать явление резонан-
са и позволяет получить истинный мессбауэровский спектр резо-
нансной линии. Задавая различные скорости движения источника
относительно поглотителя и измеряя каждый раз интенсивность
прошедшего через поглотитель излучения, получаем энергетиче-
ский спектр пропускания (поглощения), а измеряя интенсивность
отраженного от поглотителя излучения, будем иметь спектр от-
ражения (рассеяния).
Наиболее характерные изотопы, на которых наблюдается зна-
чительный эффект Мессбауэра в обычных нормальных условиях, —
это 119Sn, входящий в кристаллическую решетку SnOs (кассите-
рит), и 57Fe, входящий в кристаллические решетки магнетита, ге-
матита и некоторых других природных соединений железа. Это
обстоятельство позволяет создать портативную аппаратуру и ме-
тодики практического определения олова и железа в рудах.
В качестве источников первичного излучения используют изо-
топы 119mSn (23,8 кэВ) для определения олова (касситерита) п
57Со (14,4 кэВ) для определения железа. Детектирование излуче-
ний в простейшем случае производят сцинтилляционными, пропор-
циональными или полупроводниковыми счетчиками. Источник пе-
ремещается относительно исследуемого объекта обычно с помощью
вибровозбудителя — кристалла пьезокварца. Для полевых и ла-
бораторных исследований разработан портативный аппарат
МАК-1, с помощью которого метод ядерного гамма-резонанса
успешно применен для анализа порошковых проб и опробования
горных выработок на оловорудных и железорудных месторожде-
138
ниях. Достигнутый в условиях лабораторных и полевых измере-
ний нижний предел обнаружения олова составляет 0,02—0,05 %.
По точности и чувствительности количественных определений
метод ядерного гамма-резонанса не превосходит рентгенорадио-
метрический метод, а по производительности уступает ему, вслед-
ствие чего он имеет в настоящее время ограниченное применение
в геологоразведочном и горном деле. Однако возможности метода
использованы не полностью и пока что не лучшим образом. Метод
ядерного гамма-резонанса относится к числу наиболее тонких и
изящных методов ядерной физики, у него большие возможности
и будущее, особенно при проведении научных исследований и
экспериментов по изучению химических связей и физических яв-
лений на атомно-молекулярном и ядерном уровнях строения ве-
щества. Метод может оказаться необходимым и при минералоги-
ческих исследованиях, поскольку позволяет изучать фазовое со-
стояние вещества, молекулярные связи элементов, атомные связи
в кристаллических решетках и т. п.
Гамма-электронный метод, называемый иногда эмиссионным^
основан на регистрации вторичных электронов, образующихся в
исследуемой среде (руде, горной породе) при облучении ее фотон-
ным излучением, например гамма-квантами. В результате фото-
электрического поглощения или комптоновского рассеяния первич-
ных гамма-квантов в среде образуются фото- и комптоновские
электроны, регистрируемые детектором, в качестве которого может
быть использована ионизационная воздушная камера. Возникаю-
щий в этой камере под действием электронов ионизационный ток,
фиксируемый прибором, пропорционален потоку вторичных элек-
тронов, который в свою очередь зависит от вещественного состава
исследуемой среды и определяется ее эффективным атомным но-
мером, т. е. наличием и концентрацией в ней тяжелых элементов
(свинца, ртути, сурьмы, бария и др.). Источниками первичных
гамма-квантов являются изотопы с энергией излучения фотонов
от 60 до 300 кэВ: 75Se (270 и 136 кэВ), 203Hg (279 кэВ), 133Ва
(80; 290 и 360 кэВ) и др.
Метод обладает малой глубинностью и пригоден для изучения
образцов и проб в лабораторных условиях. Нижний предел чув-
ствительности к содержаниям тяжелых элементов (свинец, воль-
фрам, ртуть) составляет 0,02—0,03 %, для элементов с атомным
номером 40—50 (сурьма, барий, олово, молибден) 0,05—0,1 %, а
для элементов с атомным номером от 20 до 30 (железо, цинк,
медь и др.) 0,2—0,5 %.
Метод широко применяют в минералогических и геохимических
исследованиях для электронной радиографии шлифов, аншлифов
и образцов руд и минералов. В этом случае в качестве детектора
используют фотографическую пленку или бумагу, на которой по-
лучают фотографическое изображение рудных образцов. По таким
изображениям судят о вещественном составе и структуре руд,
взаимоотношениях между рудными и жильными минералами, ха-
рактере сростков и ассоциаций. Метод может оказаться очень по-
139
лезным для исследований по технологической минералогии и
обогащению руд.
Гамма-нейтронный метод основан на использовании фотоядер-
ной реакции, которая характеризуется поглощением гамма-кван-
тов ядром вещества с последующим выбросом нейтронов. Поэтому
гамма-нейтронный метод называют иногда фотонейтронным. Ядер-
яый фотоэффект происходит под действием гамма-квантов, энер-
гия которых превышает потенциал связи нейтронов в ядре атома.
«Среди стабильных ядер наименьший порог фотоядерной реакции
имеют 9Ве (1,67 МэВ) и 2Н (2,23 МэВ): 9Ве (у,п)8Ве; 2Н(у,п)1Н.
Ядра других элементов имеют порог фотоядерной реакции более
4 МэВ. Поэтому для их определения не могут быть использованы
радиоизотопные источники гамма-квантов.
Бериллий можно определить гамма-нейтронным методом, при-
меняя в качестве источника изотоп I24Sb, испускающий гамма-кван-
ты с энергией 1,7 и 2,1 МэВ. Важное преимущество этого изотопа
то, что его гамма-излучение вызывает фотоядерную реакцию толь-
ко на ядрах бериллия. По этой причине гамма-нейтронный метод
является прямым методом определения бериллия в горных поро-
дах и рудах и широко используется для этих целей при каротаже
скважин, опробовании горных выработок, исследовании ореолов
при поисково-разведочных работах, а также при обогащении бе-
риллиевых руд для крупнопорционной сортировки транспортных
емкостей, рудных потоков и покусковой сепарации.
Для реализации метода применяют аппаратуру, в которой в
качестве детекторов используют газонаполненные или сцинтилля-
ционные счетчики тепловых нейтронов с наполнителем из бора
или его соединений и замедлителем нейтронов из плексигласа.
Такие счетчики имеют пониженную чувствительность к рассеян-
ному гамма-излучению, которое при регистрации фотонейтронов
является мешающим.
Гамма-нейтронный метод обладает высокой чувствительностью
к содержаниям бериллия (10-4 %), а результаты гамма-нейтрон-
ного опробования бериллиевых руд отличаются высокой точностью
и степенью достоверности, что позволяет использовать метод при
подсчете запасов, поисках погребенных ореолов и рудных тел, а
также для тонких геохимических исследований.
Нейтронные методы основаны на эффектах взаимодей-
ствия нейтронного излучения с веществом горных пород и руд.
Первичный поток нейтронов создают с помощью источников, ко-
торые представляют собой смесь радиоактивных изотопов полония
(208Ро, 210Ро) или плутония (238Pu, 239Ри), распадающихся с испус-
канием альфа-частиц, и бериллия или бора, ядра которых, захва-
тывая альфа-частицы, испускают нейтроны. Таким образом, для
получения первичного потока нейтронов в источниках используют
ядерную (а, и)-реакцию, в результате которой образуются нейтро-
ны с энергией 2,5—5 МэВ. В качестве источников применяют так-
же сверхтяжелые элементы, в которых нейтроны образуются в
результате спонтанного деления ядер. К их числу относится, на-
140
пример, изотоп калифорния 252Cf, излучающий нейтрон с энергией
1,3 МэВ.
Нейтрон представляет собой элементарную частицу с нейтраль-
ным зарядом, обладающую конечной массой покоя, равной массе
протона. Это обстоятельство в конечном счете обусловливает мно-
гообразие и отличия процессов взаимодействия нейтронного излу-
чения со средой по сравнению с фотонами и гамма-квантами. Ней-
троны взаимодействуют главным образом с ядрами элементов, а
процесс взаимодействия определяется энергией нейтронов и соста-
вом среды. В зависимости от энергии нейтроны подразделяют на
быстрые (более 500 кэВ), промежуточные (1—500 кэВ), медлен-
ные (0,1 —1000 эВ), надтепловые (0,1—100 эВ) и тепловые (0,01 —
0,1 эВ). Ядра химических элеметов классифицируются по массе
на легкие, средние и тяжелые.
Процессы взаимодействия нейтронов с ядрами можно разде-
лить на упругие и неупругие. Для промежуточных нейтронов и
легких ядер, масса которых соизмерима с массой нейтрона, харак-
терны упругие столкновения. При упругих взаимодействиях про-
исходят замедление и рассеяние нейтронов, так как они передают
часть своей энергии ядру и изменяют направление своего движе-
ния, однако ядро при этом остается в основном своем состоянии
(не возбуждается), а суммарная кинетическая энергия ядра и
нейтронов в результате взаимодействия не меняется.
Для быстрых нейтронов, а также для тяжелых и средних ядер
характерно неупругое рассеяние, при котором нейтрон теряет
часть энергии, передавая ее ядру, причем этой энергии достаточно
для перевода ядра в возбужденное состояние. Избыток энергии
возбужденного ядра мгновенно высвечивается в виде гамма-кванта,
и ядро вновь оказывается в основном состоянии. Отличительная
особенность неупругого рассеяния нейтронов по сравнению с дру-
гими процессами неупругого взаимодействия состоит в том, что
нейтрон остается свободным и не захватывается ядром.
К неупругим столкновениям относится процесс радиационного
захвата нейтрона ядром, или так называемая (п, у)-реакция, ко-
торая протекает на всех ядрах при любых энергиях нейтронов,
однако наиболее вероятна при взаимодействии медленных нейтро-
нов с тяжелыми и средними ядрами. При радиационном захвате
нейтрона на какой-то промежуток времени (10-17 с) образуется
составное возбужденное ядро, энергия возбуждения которого рав-
на сумме кинетической энергии и энергии связи захваченного ней-
трона. Переход в основное состояние осуществляется посредством
мгновенного излучения избыточной энергии в виде гамма-кванта.
При облучении ядер быстрыми нейтронами может происходить
проникновение нейтрона внутрь ядра с образованием ядерной реак-
ции типа (и, а), (и, р), (п,2п). В результате испускаются заря-
женные частицы (альфа-частицы, протоны) или два и более ней-
тронов и образуется так называемое остаточное ядро, которое
представляет собой радиоактивный изотоп материнского ядра или
другого элемента. Последующий распад остаточных ядер проис-
141
ходит посредством испускания гамма-квантов. Такой тип взаимо-
действия нейтронов называют нейтронной активацией.
Нейтроны, снизившие в процессе упругих и неупругих столкно-
вений энергию до тепловых значений, перемещаются в веществе
с сохранением средней энергии вплоть до их захвата и поглоще-
ния. Этот тип движения тепловых нейтронов называется диффу-
зией.
В процессе взимодействия нейтронов с веществом происходит
их поглощение ядрами элементов. У некоторых элементов погло-
щение нейтронов имеет ярко выраженный резонансный характер:
зависимость сечения поглощения от энергии имеет вид узкого
остроконечного пика, максимум которого может достигать несколь-
ких десятков тысяч барн, а ширина на половине его высоты со-
ставляет доли электрон-вольт. Поглощение нейтронов на резонанс-
ных уровнях ядер называют резонансным. Процесс резонансного’
поглощения наиболее вероятен для медленных, надтепловых и теп-
ловых нейтронов.
Нейтронно-абсорбционный, или нейтрон-нейтронный, метод ос-
нован на ослаблении первичного потока нейтронов в исследуемой
среде в результате упругих и неупругих столкновений с ядрами
элементов. Измеряемой величиной здесь является плотность ней-
тронного потока, прошедшего через исследуемую среду. Для ре-
гистрации нейтронов применяют нейтронные сцинтилляционные
или газовые детекторы, изготовленные на основе элементов и ве-
ществ, обладающих аномально высоким сечением поглощения
нейтронов. К их числу относятся бор, литий, а также прозрачная
водородсодержащая пластмасса со взвесью сернистого цинка.
Анализ применимости нейтрон-нейтронного метода сортировки
можно дать на основе расчета свойств элементов и руд по отно-
шению к поглощению тепловых нейтронов. Рассеивающие свойства
имеют второстепенное значение и в большинстве случаев могут
рассматриваться лишь как факторы, снижающие достоверность и
точность сортировки. Исключение составляет нейтрон-нейтронный
метод определения влажности, используемый при выделении руд
из зон тектонических нарушений.
Чувствительность нейтрон-нейтронного метода к изменению со-
держания полезного компонента в рудах и связанные с ней мини-
мальный предел обнаружения и точность определения промыш-
ленных концентраций можно оценить, используя понятие эквива-
лентной концентрации элементов по отношению к поглощению-
нейтронов, под которой будем понимать соотношение макроскопи-
ческих сечений поглощения нейтронов ядрами сопоставляемых
элементов.
Анализ эквивалентных концентраций (табл. 4.4) позволяет
прийти к выводу, что наиболее благоприятными объектами для
применения нейтрон-нейтронного метода рудоподготовки являют-
ся месторождения лития, бора и редких земель.
Для извлечения металлов из руд зон тектонических нарушений
необходимо использование специальных схем обогащения. Поэто-
142
Таблица 4.4
Эквивалентные концентрации (отн. ед.) элементов по поглощению тепловых
нейтронов
Элемент	Эквивалент- ная концентрация	Элемент	Эквивалент- ная концентрация	Элемент	Эквивалент- ная концентрация
Li	1	Cd	0,45	Dy	1,78
В	0,15	In	6,06	Но	26
С1	11,7	Sb	220	Er	9,89
Ti	80	I	205	Tm	13,6
V	104	Cs	48,5	Yb	47,8
Сг	171	La	162	Lu	16
Мп	42,5	Ce	2053	Hf	17,9
Fe	220	Pr	128	Ta	8,81
Со	15,9	Nd	29,6	W	97,8
Ni	131	Pm	10	Hg	5,49
Си	171	Sm	0,26	TRy	0,23
У	692	Eu	0,35	TRce	106
Zr	513	Gd	0,03	TR	0,87
Ag	17	Tb	35,4		
му отделение таких руд — важная технологическая задача. Наи-
более простой способ ее решения — использование нейтрон-ней-
тронного метода определения влажности, так как глинистые ми-
нералы из зон дробления содержат до 20—30 % связанной воды.
Нейтронные влагомеры позволяют определять влажность с абсо-
лютной погрешностью около 0,5 %.
Облучать руду нейтронами можно с помощью как изотопных,
так и импульсных источников. Перспективно применение источни-
ков нейтронов с регулируемым спектром типа «нейтронный про-
жектор», обеспечивающих высокую однородность и плотность
нейтронного потока.
Для выделения потока нейтронов с определенной энергией
используют поглощающие фильтры. При определении лития при-
меняют методику «кадмиевого отношения». Измеряют плотность
и потока медленных нейтронов соответственно с экраном
из кадмия и без него. Отношение T) = jVi/(Ar2—Ni) связано прак-
тически линейной зависимостью с содержанием лития.
Аналогичный характер имеют результаты нейтрон-нейтронного
опробования с помощью приставных датчиков. При проведении
измерений счетчики экранируют борными экранами таким обра-
зом, чтобы обеспечить регистрацию нейтронов лишь со стороны
горной породы. Измерение отношения скоростей счета надкадмие-
вых и тепловых нейтронов обеспечивает слабую зависимость ре-
зультатов от влажности и плотности горной породы, а также от
геометрических условий измерений.
Промышленную концентрацию бора определяют по результа-
там измерений плотности потока надтепловых (надкадмиевых)
143
нейтронов с борным экраном толщиной 0,5—1 см и без него при
длине зонда 10—15 см. Аналитический параметр связан практи-
чески линейной зависимостью с содержанием бора.
При использовании генератора нейтронов можно повысить
чувствительность определения элементов с низким сечением по-
глощения тепловых нейтронов (железо, ртуть) за счет применения
больших (порядка 1 мс) задержек между окончанием нейтронного
импульса и моментом измерения.
Глубинность нейтрон-нейтронного метода составляет от 20 до
80 см, поэтому лента транспортера и стальные стенки транспорт-
ных емкостей практически не влияют на результаты опробования.
При измерениях в геометрии 2л наиболее значительная по-
грешность нейтрон-нейтронного метода обусловлена неровностью
измеряемой поверхности и различной толщиной слоя руды на
ленте транспортера. Относительная погрешность при этом может
достигать 5—10 %, что является одной из основных причин высо-
кого порога сортировки руд, поглощающих нейтроны. Для ее
снижения необходимо производить измерения через боковые по-
верхности транспортных емкостей (стенки машин, вагонеток, лен-
ту транспортера) или привлекать дополнительные данные, учиты-
вающие неровность поверхности или изменение толщины слоя
руды, подлежащей сортировке.
Сильное влияние на результаты нейтрон-нейтронного метода
оказывают флуктуации свойств горных пород по отношению к
поглощению тепловых и резонансных нейтронов, не связанные с
изменением концентрации определяемых элементов. Например, на
месторождениях лития изменение макроскопического сечения по-
глощения медленных нейтронов безрудной горной породы связано
главным образом с изменением концентрации турмалина, цезий-
содержащих минералов и цезиевого биотита, а также с изменением
концентрации железа.
Нейтронно-резонансный метод основан на использовании эф-
фекта резонансного поглощения нейтронов ядрами некоторых эле-
ментен, например кадмия, серебра, золота, вольфрама, тантала
и др.
Зависимость сечения поглощения от энергии нейтронов для
этих элементов имеет ярко выраженный резонансный характер.
Сечение поглощения в максимуме резонанса может достигать
50—100 см2/г, а ширина резонанса на половине его высоты со-
ставляет всего доли электрон-вольта. Это определяет высокую
чувствительность и селективность нейтронно-резонансного метода.
В табл. 4.5 приведены параметры элементов — резонансных
поглотителей нейтронов. Можно условно выделить несколько групп
элементов, отличающихся своими свойствами. Элементы, энергия
главного резонанса которых составляет десятки электрон-вольт:
марганец, кобальт, мышьяк, бром, молибден, йод, вольфрам, ртуть
и др. Элементы, энергия главных резонансов которых составляет
единицы электрон-вольт: стронций, родий, серебро, индий, сурьма,
цезий, гадолиний, гафний, тантал, золото, уран и др. Элементы,
144
Таблица 4.5-
Основные нейтронные параметры резонансных поглотителей
Эле- мент	Энергия резонанса, эВ	Сечение поглоще- ния в резонансе, см2; г	Резонанс- ный инте- грал по- поглоще- нию, см2/г	Ширина резонан- са, эВ	Эле- мент	Энер- гия резо-' нанса, эВ	Сече- ние по- глоще- ния в резо- нансе, см2/г	Резонанс- ный инте- грал по поглоще- нию, см2/г	Шири- на ре- зонан- са, эВ
Li	255-1О3			-	2,43	125-103	Gd	2,01	1,15		0,11
В	—.		«	15,6	.—		2,57	4,98	0,26	0,11
Мп	337	21,9	0,15	—		2,82	1,03		0,1
Со	132	71,4	0,51	0,67		6,49	1,91		1,11
As	47	8,03	0,3	0,04	Но	3,92	18,2	3,14	—
Вг	35,8	12,8	0,89	0,3		12,8	9,12		
Sr	3,56	0,48	0,07	0,2	Ш	1,09	16,86		0,07
Мо	45	5,65	0,16	0,21		2,38	20,23	9,44	0,06
Rh	1,26	28,3	3,36	0,15		7,8	33,73		0,06
Ag	5,2	69,8	4,68	0,14	Та	4,28	41,5		0,06
Cd	0,18	41,8		.	0,11		10,34	9.96	3,96	0,06
In	1,46	142	18,9	0,07	W	18,8	40,93		0,04
Sb	6,24	6,78		0,08		21,2	9,84	0,95	0,06
	15,5	3,86	0,77	0,09		27,8	3,27		0,08
	21,6	5,93		0,06		46,2	4,91		0,11
I	20,5	1,66			Au	4,91	93,51	4,72	0,12
	31,4	8,30			Hg	33,5	3	0,22	0,29
	37,8	9,49	0,87		и	6,8	10,12		0,02
	56,3	3,8				21	5,56	0,72	0,02-
Cs	5,9	11,8	2,28	0,11		36,8	7,59		0,03
Sm	0,1	60		0,06					
	8,02	122,1	7,17	0,13	i				
энергия главных резонансов которых составляет доли электрон-
вольта: кадмий, самарий и др. Отметим резонанс лития при энер-
гии 255 кэВ и резонансы марганца при энергии 1,08 и 2,36 кэВ
(в табл. 4.5 не приведены), обусловленные аномальным рассея-
нием нейтронов.
Для первой из выделенных групп элементов характерны низкие
значения резонансных интегралов по поглощению. Резонансы раз-
личных элементов не перекрывают друг друга, ширина резонанса
составляет десятые доли электрон-вольта.
Для большинства элементов второй группы характерны высо-
кие значения сечений поглощения в резонансе. Резонансные инте-
гралы достигают 18,9 см2/г (индий), ширина резонансов, как пра-
вило, не превышает 0,1—0,2 эВ. Резонансы не перекрывают друг
Друга.
Элементы третьей группы имеют аномальное сечение резонанс-
ного поглощения в области термализации нейтронов. В отличие
от элементов первой и второй групп нейтрон имеет большую ве-
роятность поглощения в резонансе, так как логарифмическая поте-
ря энергии меньше ширины резонанса.
10 Зак. 283	145
Для реализации нейтронно-резонансного метода используют
ряд методик, наиболее помехоустойчива из которых методика из-
мерения отношения резонансных нейтронов двух близких энергий.
•Она позволяет уменьшить влияние практически всех мешающих
факторов и снизить предел обнаружения.
Перспективен для рудоподготовки импульсный вариант ней-
тронно-резонансного метода. Он основан на использовании связи
между временем замедления нейтронов и их энергией. С его по-
мощью удается в несколько раз улучшить соотношение потоков
резонансных и нерезонансных нейтронов и таким образом снизить
статистический предел обнаружения.
Нейтронный гамма-метод основан на регистрации гамма-излу-
чения радиационного захвата нейтронов, возникающего в горной
породе при облучении ее импульсным или стабильным потоком
нейтронов. Аппаратурный спектр регистрируемого гамма-излуче-
ния имеет сложную форму, обусловленную наличием непрерывно-
го комптоновского рассеяния гамма-квантов в веществе детектора,
триады гамма-линий, связанных с вылетом аннигиляционных кван-
тов с энергией 0,51 МэВ из детектора, фонового гамма-излучения
источника нейтронов. Поэтому идентификация элементов по гам-
ма-излучению радиационного захвата медленных нейтронов, как
правило, возможна лишь по линии с энергией более 3 МэВ.
Закономерности поля захватного гамма-излучения обусловлены
процессами переноса как нейтронов (замедление — термализа-
ция— диффузия), так и гамма-квантов (рассеяние).
В табл. 4.6 приведены значения энергии наиболее интенсивных
линий гамма-излучения радиационного захвата нейтронов и про-
изведения числа I гамма-квантов определенной энергии (на 100 по-
глощенных нейтронов) на макроскопическое эффективное сечение
2 поглощения тепловых нейтронов. Анализ табл. 4.6 показывает,
что при использовании сцинтилляционного спектрометра гамма-
излучения с энергетическим разрешением около 10 % (для энер-
гии 3—10 МэВ) по интенсивности гамма-излучения определенной
энергии можно исследовать лишь мономинеральные руды, напри-
мер железа, хрома. Поэтому при опробовании медных, медно-ни-
келевых, ртутных, титановых руд необходимо измерять интенсив-
ность гамма-излучения в нескольких областях спектра. Использо-
вание полупроводниковых детекторов большого объема улучшает
перспективы применения спектрометрического нейтронного гамма-
метода.
Для рудоподготовки представляет интерес совместное исполь-
зование нейтронного гамма- и нейтрон-нейтронного методов. Это
обусловлено тем, что с увеличением концентрации полезного ком-
понента в руде интенсивность гамма-излучения радиационного
захвата нейтронов возрастает, а плотность потока тепловых ней-
тронов уменьшается. Отношение этих двух величин становится
более контрастным и в ряде случаев более помехоустойчивым. Для
регистрации нейтронов может быть использован сцинтилляцион-
146
Таблица 4.6-
Характеристика гамма-излучения радиационного захвата медленных нейтронов
ядрами элементов
Эле- мент	Энергия 7-квантов» Мэв	ZS, сма/г	Эле- мент	Энергия 7-квантов, МэВ	[Ъ, см2/г	Эле- мент	Энергия 7-квантов, Мэв ,	ZS, См3/г
Ti	6,760	4,1392		6,877	3,0185		5,050	5,9768
	6,418	2,7956		6,706	2,8016		4,842	5,8563-
Сг	9,720	0,3525		6,486	2,4462		4,740	7,5915
	8,884	0,8676		5,976	2,5184		4,766	3,4403-
	8,512	0,1976	Ni	8,999	1,9280	S	8,641	0,0184
	8,484	0,1458		8,533	0,9038		7,800	0,0270-
	7,939	0,4097		8,121	0,1627		5,200	0,4085-
	7,366	0,2416		7,819	0,4218		4,870	0,0795-
	7,110	0,1392		7,536	0,2290		4,430	0,0304
	6,646	0,1898		6,837	0,5603	Si	6,380	0,0438
Мп	7,271	0,4489	Си	7,915	1,0363		4,934	0,2422
	7,244	1,7593		7,637	0,5284		3,539	0,2729
	7,160	0,8857		7,306	0,2717		2,093	0,0922
	7,058	1,6569		6,988	0,1091	Р	7,421	0,0216
	6,929	0,3748		6,678	0,1428		6,785	0,0528
Fe	9,298	0,1091	Zn	7,863	0,1187		4,671	0,0562
	7,647	0,6266	Cd	5,824	45,1875		3,900	0,0650
	7,632	0,7652	Gd	6,750	197,6200	Н	2,240	19,900
Со	7,491	1,1327	Hg	6,458	6,6878	В	0,478	1965,000-
	7,214	1,7714		6,458	17,3520	А1	7,724	0,1054
	7,056	0,6386		5,658	7,4108	Са	6,420	0,1814
	6,985	1,0966		5.388	4,5609		4,419	0,0699
ный детектор, окруженный фольгой из вещества с характерным
спектром гамма-излучения, например из кадмия или железа.
По гамма-излучению радиационного поглощения нейтронов
можно выделить несколько групп элементов.
В первую группу входят элементы, параметр /2^ (где q —
средняя промышленная концентрация элемента в рудах) которых
для наиболее характерных гамма-линий составляет 0,1—0,5. Это
титан, железо, хром, марганец, обладающие сходными свойствами
по отношению к гамма-излучению радиационного поглощения
нейтронов и близкими значениями энергии характеристического
излучения. С учетом аппаратурной формы гамма-линий, регистри-
руемых сцинтилляционным детектором, оптимальная область ре-
гистрации для этих элементов составляет, МэВ: титан 5,7—7; хром
7,5—9; марганец 5,7—7,5; железо 6,3—8. Наиболее сложно разде-
лить гамма-излучение радиационного захвата железа и титана,
марганца и железа, часто совместно встречающихся в титановых
и марганцевых рудах. При сортировке зачастую важно знать со-
держание двух и более из перечисленных элементов. Поскольку
их взаимное влияние составляет десятки процентов, разработанные
методики предусматривают измерение интенсивности гамма-излу-
10*	147
чения в нескольких энергетических областях и учет взаимного
влияния гамма-излучения.
Во вторую группу входят элементы, параметр I^q которых
равен 0,01—0,05. Это никель, медь, кобальт, оптимальные энерге-
тические области регистрации гамма-излучения которых составля-
ют, МэВ: кобальт 4,5—7,7; никель 7—9,5; медь 6,5—8,5. Предел
обнаружения этих элементов нейтронным гамма-методом в значи-
тельной степени определяется мешающим гамма-излучением ра-
диационного захвата железа и взаимным влиянием элементов.
Поэтому наиболее благоприятными объектами являются место-
рождения кобальта и медистые песчаники. Затруднено определе-
ние меди в медно-никелевых рудах, характеризующихся большим
содержанием железа.
Третья группа — гадолиний, кадмий и ртуть, параметр VLq
для которых составляет 0,01—0,001. Оптимальная энергетическая
область регистрации их гамма-излучения радиационного захвата
составляет соответственно: 5,5—7; 4,5—6,2 и 3,5—6,7 МэВ. Пара-
метр IlLq для ртутных руд почти в 10 раз выше, чем для цинко-
вых (кадмий собственнных месторождений не образует и, как
правило, тесно связан с основным цинковым минералом — сфале-
ритом) и приблизительно равен параметру /2^ для иттриевых
редких земель. Основное мешающее влияние при определении
этих элементов нейтронным гамма-методом оказывают породооб-
разующие элементы — кальций, сера, кремний, параметр IZq ко-
торых обычно более чем на порядок выше.
В четвертую группу входят породообразующие элементы: алю-
миний, кремний, сера, фосфор, кальций, определение которых за-
труднено из-за взаимного наложения гамма-линий и влияния гам-
ма-излучения радиационного захвата железа. Разделить руды на
технологические типы в ряде случаев можно на основании опреде-
ления соотношения рудных и породообразующих элементов, на-
пример железа и кальция, железа и серы.
Из изложенного следует, что для реализации нейтронного гам-
ма-метода необходимо применение многоканальной аппаратуры
со счетно-решающим устройством.
При сортировке руд спектрометрическим нейтронным гамма-
методом можно использовать два способа измерений, позволяю-
щих идентифицировать определяемый элемент и оценить его со-
держание: способ спектральных коэффициентов и способ спект-
ральных отношений (относительных измерений).
Лучшей помехоустойчивостью обладает способ, сочетающий
методику относительных измерений и выделение интенсивности
излучения определяемого элемента на фоне помех.
Основные факторы, снижающие точность измерений по эффек-
ту радиационного захвата нейтронов: низкая статистическая точ-
ность измерений, гамма-излучение радиационного захвата меша-
ющих элементов, а также изменение плотности и влажности руды,
эффективного атомного номера горных пород и геометрических
условий измерений.
148
Для уменьшения влияния первых двух факторов используют
полупроводниковые детекторы большого объема (до 300 см3) и
вводят поправки на взаимное влияние элементов. Изменение плот-
ности горной породы на 1 г/см3 приводит к изменению интенсив-
ности гамма-излучения на 10—20 %. Изменение влажности горной
породы на 5% при использовании инверсных зондов и методики
относительных измерений слабо сказывается на интенсивности
гамма-излучения. Увеличение эффективного атомного номера руды
на единицу приводит к изменению интенсивности гамма-излучения
не более чем на 10 %. Для условий сортировки часто характерна
корреляция плотности с содержанием полезных компонентов. По-
этому основной мешающий фактор — изменение геометрии изме-
рений. Для уменьшения влияния этого фактора необходимо ис-
пользование методик относительных измерений.
Опробование руд по эффекту радиационного захвата нейтро-
нов в области резонанса с применением стационарного источника
практически невозможно из-за относительно небольшой доли ре-
зонансных нейтронов в общем потоке медленных нейтронов. Пер-
спективы сортировки руд с помощью резонансных поглотителей
значительно возрастают при использовании импульсного источни-
ка нейтронов и регистрации гамма-излучения с временем замед-
ления, соответствующим резонансу определяемого элемента.
Нейтронно-активационный метод основан на облучении руды
источником нейтронов и измерении интенсивности гамма- или
бета-излучения образующихся радиоактивных изотопов (табл. 4.7).
Специфика рудоподготовки ограничивает использование изотопов
по периоду полураспада, который должен быть не более 10 мин,
с преимущественным испусканием гамма-излучения.
Характерная особенность нейтронно-активационного метода —
низкая селективность, обусловленная образованием целого ряда
изотопов с различными периодами полураспада. Поэтому при ана-
лизе возможностей его использования в рудоподготовке приходит-
ся учитывать влияние изотопов с периодами полураспада до не-
скольких часов.
Облучение нейтронами может быть реально применено лишь
в том случае, если предварительная расчетная оценка ожидаемой
активности изотопа, образовавшегося из определяемого в руде
компонента, будет свидетельствовать о целесообразности такой
операции.
При нейтронно-активационном анализе используют несколько
способов идентификации изотопов, в том числе:
по активности изотопов при использовании различий в перио-
дах полураспада;
по активности изотопов при определении типа и энергии реги-
стрируемого излучения;
с помощью комплексного использования временной и энергети-
ческой селекции излучения.
Концентрацию изотопов в руде определяют с использованием
методик как абсолютных, так и относительных измерений.
149
Таблица 4.7
Активационные параметры изотопов
Исход- ный изотоп	Распро- странен- ность (доля изо- топа, %)	Тип реак- ции	Порог реак- ции, МэВ	Сечение активации для при- родной смеси, 10~3 см2/г	Образую- щийся изотоп	Период полурас- пада, с	Энергия, МэВ,	
							(выход, %) '1	излучения 7
7Li	92,58	П, у	Т	3,2	8Li	0,87	13 (100)	i
9Ве	100	п, а	0,67	6,7	6Не	0,85	3,5 (100)	—
”В	80,39	п, а	7,23	1,5	8Li	0,87	13 (100)	—
12С	98,89	п, р	12,6	0,9	12В	0,02	13,4 (97)	4,43 (ЮО)
19р	100	п, а	1,56	6,3	i6N	7,35	10,33 (24) 4,27 (5,5) 3,28 (21)	7,11 (5) 6,14 (68,8) 2,75 (0,8)
23Na	100	п, у	Т	10,5	24mNa	0,82	6 (ЮО)	0,473 (ЮО)
206рЬ	25	п, 2п	8,03	0,8	205РЬ	0,005		0,989 (91) 0,703 (9) 0,284 (9) 0,026 (ЮО)
208РЬ	52,4	п, 2п	7,37	2,3	207 шр5	0,8		1,06 (86,2) 0,57 (97,2)
209Bi	100	п, 2п	7,38	1,7	208mBj	0,003	—	0,921 (0,509)
160	99,759	п, р	10,2	1,9	ISN	7,35		См. I6N
28Si	92,21	п, р	3,9	4,9	28А1	138,6	—	2,878 1,78
27А1	100	п, у	Т	4,7	28А1	138,6	.—	2,878 1,78
Примечание. Г — тепловые нейтроны.
Активационный анализ в общем виде состоит из следующих
основных стадий: активации, остывания (паузы), измерения наве-
денной активности. Время активации выбирают с учетом опти-
мального соотношения между наведенной активностью определяе-
мого изотопа и уровнем помех, а время остывания — с учетом
оптимального уменьшения наведенной активности короткоживу-
щих изотопов, мешающих проведению анализа. При анализе руды
в движущихся транспортных емкостях и на ленте транспортера
150
длительность перечисленных операций зависит от скорости пере-
мещения и расстояния между точками, в которых их выполняют.
Анализ физических параметров показывает, что нейтронно-ак-
тивационный метод наиболее целесообразен при опробовании руд
фтора, натрия, ванадия, алюминия, магния.
Уникальными ядерно-физическими свойствами обладает фтор.
В результате облучения быстрыми нейтронами образуется радио-
активный изотоп 16N, имеющий период полураспада 7,35 с и ис-
пускающий очень жесткое гамма- и бета-излучение. При сорти-
ровке фторосодержащих руд в транспортных емкостях предпочти-
тельна регистрация жесткого гамма-излучения с энергией
€,14 МэВ, при сортировке на ленте транспортера и сепарации
возможна регистрация как гамма-, так и бета-излучения.
Активационный метод определения фтора широко используют
для опробования фосфорсодержащих руд — апатитов и фосфори-
тов. Сам фосфор обладает нехарактерными ядерно-физическими
свойствами, но его главные минералы — апатит и фосфорит — со-
держат фтор, что позволяет определять содержание фосфора по
корреляции с фтором.
Нейтронные методы обладают широкими возможностями, кото-
рые до сих пор слабо изучены и далеко не полностью реализова-
ны на практике. При опробовании и обогащении руд нейтронные
методы обладают важным преимуществом перед другими физи-
ческими методами, заключающимся в большой глубинности иссле-
дований, которая достигает 0,5 м, что делает их результаты по
представительности сопоставимыми с данными традиционных ме-
тодов опробования. Это обстоятельство позволяет считать нейтрон-
ные методы наиболее перспективными для сортировки руд в
транспортных емкостях и в навале и наиболее эффективными для
крупнопорционной сортировки.
Физические, или геофизические, методы основаны на взаи-
модействии нерадиоактивных излучений с веществом. К физиче-
ским методам условно относят люминесцентный, фотометрический,
термоэлектрический и радиоволновой.
Люминесцентный метод основан на возбуждении люминесцен-
ции минералов под воздействием внешнего излучения, энергия ко-
торого достаточна для перевода атомов в возбужденное состоя-
ние. Если внешним является ультрафиолетовое излучение, то
метод называют фотолюминесцентным, а если рентгеновское излу-
чение, то рент г ено люминесцентным. Возбуждение люминесценции
возможно и другим путем, например, термическим — термолюми-
несценция или электронным — катодолюминесценция, однако эти
способы не нашли применения в обогащении руд. Люминесценцию
можно рассматривать как способ преобразования энергии какого-
либо вида в световое излучение, поскольку с физической точки
зрения она представляет собой излучение, избыточное над тепло-
вым излучением тела при данной температуре, причем длитель-
ность люминесценции всегда превышает период световых волн
(10~10 с). От теплового излучения люминесценция отличается не-
151
равновесностью, т. е. отсутствием равновесия между полем элек-
тромагнитного излучения и энергетическим состоянием излучаю-
щих частиц. Иначе говоря, поглощенная и излученная частицей
энергии не равны: первая всегда меньше.
Люминесценция твердых и кристаллических тел обусловлена
возникновением так называемых центров люминесценции, которы-
ми являются ионизированные атомы, молекулы или радикалы, со-
ставляющие кристалл, а также дефекты кристаллической решетки
в виде атомов, ионов или радикалов примесей. При воздействии
рентгеновского или ультрафиолетового излучения на кристалл их
энергия частично поглощается атомами, с внешних (валентных)
оболочек которых электроны удаляются в зону проводимости.
При этом атомы оказываются в возбужденном состоянии, а элек-
тронные связи в молекулах и электронно-дырочные центры прово-
димости нарушаются.
Рекомбинация (восстановление) нарушенных связей и снятие
атомного возбуждения осуществляются путем захвата свободного
электрона из зоны проводимости на самый низкоэнергетический
уровень атома или молекулы (так называемый, безызлучательный
переход) с последующим переходом в основное состояние путем
излучения избытка энергии в виде люминесценции. Захват элек-
трона может быть осуществлен тем же или другим атомом. Если
захват электрона происходит тем же атомом или молекулой, кото*
рые поглотили энергию и подверглись ионизации, то они и стано-
вятся центрами свечения. В этом случае переход называют внут-
рицентровым. Если электрон захвачен другим атомом, то ему пе-
редается и энергия возбуждения. Передача энергии возбуждения
в кристаллах и твердых телах возможна благодаря электронно-
дырочной проводимости.
Электрон, мигрируя в кристаллической решетке, может попасть
в ловушку, в качестве которой выступают дефекты кристалличе-
ской решетки и метастабильные энергетические уровни примесных
атомов или ионов, расположенные в зоне запрещенных переходов
основных атомов. Выход из метастабильного состояния происходит
в результате поглощения дополнительной энергии — тепловой
энергии кристаллической решетки или энергии первичного излу-
чения.
При выходе из метастабильного состояния электрон захватыва-
ется низкоэнергетическим уровнем примесного атома или иона,
который переходит в основное состояние с выделением избытка
энергии в виде люминесценции. Таким образом, и в этом случае
конечным результатом процесса является рекомбинация нарушен-
ных связей, однако центрами свечения становятся примесные ато-
мы и ионы, называемые активаторами люминесценции. Чаще всего
в роли активаторов выступают ионы переходных металлов и ред-
коземельных элементов с валентностью больше двух (хром, мар-
ганец, европий, самарий, гадолиний, неодим, диспорозий и др.).
Люминесценция характеризуется длительностью возбуждения,
интенсивностью, длиной волны (или цветом) и длительностью вы-
152
Таблица 4.8
Распределение некоторых минералов по цвету люминесценции
Цвет люминес- ценции (длина волны, нм)	Первичное излучение	
	У льтрафиолетовое (200-400 нм)	Рентгеновское (0,154 нм)
Красный (600—760)	Аксинит, александрит, араго- нит, гексагидрит, кальцит, ко- рунд, сподумен, рубин, сода- лит	—
Оранжевый (580-600)	Гакманит, гипс, доломит, каль- цит, сфалерит	Кальцит, пектолит, сподумен
Желтый	Амблигонит, англезит, везуви-	Ловчоррит, молибдошеелит,
(560—580)	ан, волластонит, гакманит, гид- роцинкит, гипс, каолин, молиб- дошеелит, олигоклаз, скаполит, смитсонит, церуссит, циркон	пектолит, циркон, эшинит
Зеленый	Англезит, барит, вавеллит, гиа-	Альбит, амазонит, апатит, бе-
(500—560)	лит, доломит, ортоклаз, повел- лит, флюорит, янтарь	рилл, лабрадор, лепидолит, мо- нацит, микроклин, олигоклаз, повеллит, тремолит, флюорит, церуссит, целестин
Голубой (470—500)	Алмаз, анортоклаз, брусит, га- лит, гидромагнезит, кальцит, скаполит, флюорит, шеелит	Шеелит, алмаз
Синий (420—470)	Алунит	—
Фиолетовый (380—420)	Барит, витерит, каламин, каль- цит, лабрадор, микроклин, флюорит	—*
свечивания (затухания). Совокупность этих характеристик опре-
деляет спектр люминесценции.
Известен целый ряд минералов, способных люминесцировать
под воздействием ультрафиолетового и рентгеновского излучений
(табл. 4.8). Для их обогащения применяют люминесцентный ме-
тод. Спектральные и временные характеристики люминесценции
в настоящее время редко используются на практике.
Обычно применяют интегральный вариант метода, основанный
на свечении полезного минерала, которое фиксируется в темной
камере фотоэлектронным умножителем или визуально. В таком
виде, например, люминесцентный метод применяют при докумен-
тации горных выработок и разбраковке руд на месторождениях
шеелита. Для проведения исследований выпускается прибор
ЛСП-101, в котором источником ультрафиолетового излучения
служит ртутная лампа.
Широкое применение для обогащения флюоритовых и алмазо-
содержащих руд нашли рентгенолюминесцентные сепараторы, в
которых источником рентгеновского изучения являются рентгенов-
153
ские трубки. Аналогичные сепараторы созданы и для обогащения
шеелитовых руд. В них предусмотрено разделение шеелита и каль-
цита по длительности возбуждения, т. е. частично реализованы
спектрометрические свойства люминесценции.
Покусковая сепарация — наиболее перспективная область обо-
гащения для использования люминесцентных методов.
В фотометрическом методе использованы эффекты взаимодей-
ствия видимого светового излучения с веществом.
Видимый свет представляет собой электромагнитное излучение
с длиной волны 380—760 нм. С физической точки зрения взаимо-
действие света с веществом заключается в воздействии электро-
магнитного поля световой волны на внешние электронные оболоч-
ки атомов вещества. В результате такого воздействия электроны
совершают вынужденные колебания в направлении, совпадающем
с направлением колебаний электрического вектора световой волны.
Дипольные электрические моменты атомов при этом изменяются,
атомы переходят в возбужденное состояние и становятся источни-
ками собственного (вторичного) электромагнитного излучения.
Первичные и вторичные волны когерентны между собой и могут
интерферировать.
При падении световой волны на границу раздела двух сред
образуются отраженная волна, распространяющаяся в topi же
среде, что и первичная, и преломленная волна, распространяю-
щаяся в другой среде. Для идеально гладкой поверхности опти-
чески однородных тел угол падения равен углу отражения, т. е.
отражение зеркально. Для шероховатых поверхностей или опти-
чески неоднородных тел вследствие дифракции световых волн
происходит рассеяние света по всем направлениям, т. е. отражение
диффузное.
Отношение световых потоков падающей и отраженной волн,
называемое коэффициентом отражения света, — важная оптиче-
ская характеристика изучаемых веществ. В фотометрическом мето-
де обогащения минералов, обладающих блеском (например, квар-
ца, слюды, каменной соли, галита, полевых шпатов и т. д.), это
один из разделительных признаков. Преломленная волна, проходя
через вещество, ослабляется по экспоненциальному закону. Свето-
вой поток, прошедший через вещество, характеризует его прозрач-
ность. В качестве разделительного признака при обогащении про-
зрачных минералов используют коэффициент пропускания, пред-
ставляющий собой отношение световых потоков падающей волны
и преломленной волны, прошедшей через вещество. В этом вари-
анте фотометрический метод обогащения применяют для кварца,
слюды, флюорита, драгоценных камней и других прозрачных или
полупрозрачных минералов.
Основная область применения фотометрического метода при
обогащении руд — покусковая сепарация. Фирма «Ор Сортере»
(Канада) выпускает серийные фотометрические сепараторы.
В Советском Союзе промышленный вариант фотометрического
сепаратора разработан в НПО «Сибцветметавтоматика».
154
Перспективы развития фотометрического обогащения связаны
•с разработкой спектральных методов, основанных на распознава-
нии цвета минералов. Цвет минералов определяется длиной волны
отраженного или прошедшего сквозь них света, поэтому в спектрах
отражения или пропускания наблюдаются соответственно яркие
линии того или иного цвета, которые можно выделить с помощью
соответствующих светофильтров.
Одно из направлений в этой области — способ, называемый
радиофотометрическим [43]. Способ реализован при обогащении
кварцевого сырья, которое предварительно подвергают дозирован-
ному воздействию (облучению) рентгеновского или гамма-излуче-
ния, а затем подают на фотометрическую сепарацию. Присутствие
примесей (алюминия, железа, титана) приводит при облучении
кварца к появлению специфической окраски (дымчатой, фиолето-
вой, розовой), интенсивность которой пропорциональна содержа-
нию примесного элемента. Дальнейшее фотометрическое обогаще-
ние осуществляется с учетом цвета и интенсивности окраски квар-
ца. Разработанный процесс обогащения кварцевого сырья по своей
селективности превосходит все известные в настоящее время.
Термоэлектрический метод основан на взаимодействии тепло-
вого излучения с веществом. При нагревании тела им поглощается
тепловая энергия, возрастает его температура, и оно становится
источником инфракрасного излучения, имеющего длину волны
10~6—10~5 м. Инфракрасное излучение возникает за счет возбужде-
ния тепловых колебаний атомов и молекул в кристаллах вещества
под воздействием поглощенной тепловой энергии и зависит от
теплоемкости исследуемых объектов. Поскольку минералы и гор-
ные породы обладают различной теплоемкостью, метод можно
использовать для обогащения. Наиболее эффективен термоэлек-
трический метод при покусковой сепарации губчатого титана и
асбеста. В настоящее время проведены испытания термоэлектри-
ческого сепаратора, разработанного в НПО «Сибцветметавтома-
тика».
Радиоволновые методы основаны на взаимодействии электро-
магнитного излучения с длиной волны 10~4—10-5 м (радиоволн)
с веществом горных пород и руд. Характер взаимодействия радио-
волн зависит от электрических и магнитных свойств вещества и
определяется главным образом двумя процессами: током сквозной
проводимости (индукционно-вихревым), вызываемым движением
свободных зарядов, и поляризацией, обусловленной смещением
центров электрических зарядов частиц, поворотом осей дипольных
моментов и накоплением объемных зарядов в средах, что влияет,
в свою очередь, на специфику протекания тока (ток смещения).
В общем виде оба процесса описываются уравнениями Максвелла
и определяют электрические и магнитные свойства среды.
Среда, в которой преобладает ток проводимости, является
проводником, а среда, у которой основное значение имеет ток
смещения, — диэлектриком. Электрические свойства характеризу-
ются удельным электрическим сопротивлением (проводимостью)
155
и диэлектрической проницаемостью, а магнитные — магнитной
проницаемостью и магнитной восприимчивостью. Электрические и
магнитные свойства руд, минералов и горных пород зависят от их
состава, текстурно-структурных особенностей, физического состоя-
ния (влажность, пористость, трещиноватость и т. д.), а также от
частоты электромагнитного поля. Большинство горных пород и руд
относится по своим электрическим свойствам к несовершенным
диэлектрикам, т. е. обладает свойствами как диэлектриков, так и
проводников, а по магнитным свойствам — к парамагнетикам.
В результате взаимодействия радиоволн с породами и рудами
они поглощаются, т. е. электромагнитное поле теряет энергию и
перераспределяется в зоне создающего его источника. Метод, осно-
ванный на ослаблении горными породами и рудами электромаг-
нитного излучения, называют в геофизике радиоволновым
просвечиванием и используют для обнаружения рудных за-
лежей, пропущенных при геологической документации, бурении и
проходке горных выработок на стадии эксплуатационной разведки
месторождений железа, свинца и некоторых других металлов. При
радиоволновом просвечивании изучают межвыработочное и меж-
скважинное пространство.
Индуктивные свойства руд используют в индукционном
методе, а магнитные свойства — в магнитном. Оба метода
нашли широкое применение при каротаже скважин и опробовании
горных выработок на стадии детальной и эксплуатационной раз-
ведки месторождений железистых кварцитов, магнетита, хромита,
сульфидных медно-никелевых и полиметаллических руд.
При обогащении руд, и в частности при сепарации, широко
применяют радиорезонансный метод, основанный на ис-
пользовании различий в электромагнитных свойствах горных пород
и руд—магнитной восприимчивости, электропроводности, емкост-
ных свойств. Наибольшее применение нашли методы, использую-
щие различия в электропроводности и магнитной восприимчиво-
сти, проявляющиеся при взаимодействии с электромагнитным
полем радиоволн диапазона 10-4—10-5 м. Количественную оценку
удельного электрического сопротивления и объемной магнитной
восприимчивости чаще всего производят по изменению электро-
магнитного поля источника при внесении в него исследуемой
руды. Источник — колебательный контур, настроенный на собст-
венную резонансную частоту. Общее сопротивление колебательно-
го контура слагается из активной (омической) и реактивной (ин-
дуктивной и емкостной) составляющих. При резонансной частоте
реактивное сопротивление контура близко к нулю. Условие резо-
нанса нарушается при прохождении кусков породы через контур,
при этом изменяется его реактивное сопротивление. Индуктивная
составляющая связана с проводимостью исследуемого объекта, а
емкостная — с диэлектрической проницаемостью. Используя в из-
мерительных установках индукционные и емкостные датчики,
можно производить разделение и обогащение руд по этим свой-
ствам.
156
Таблица 4.9
Электромагнитные свойства минералов и пород
Минерал, порода	Удельное элек- трическое сопро- тивление, 0мм	Магнитная восприим- чивость	Минерал, порода	Удельное элек- трическое сопро- тивление, Ом-м	.Магнитная восприим- чивость
Ангидрит	Ю7—1010 *	.	-	Никелин	1,1 -10-7—2х	92
Альбит	2,5-Ю7—Ю12	1		ХЮ-6	
Арсенопи-	2-10-5—2-Ю-2	100—240	Пентландит	10-6—10-5	—5,5
рит			Перидотит	4-Ю5— Ю7	—
Базальт	2-Ю3—4-Ю4	—.	Пирит	1,4-Ю-5—Ю-1	—.
Г аленит	3-Ю-6—1,2Х	2,6	Пирротин	2-Ю-6—1,6Х	71
	ХЮ"2			ХЮ"4	
Гнейс	Ю4—Ю7	— «	Серпентин	Ю5	250—
Гранит	7-Ю3—3-Ю4				1300
Графит	io-6—1 о-4	—.	Сидерит	10—Ю3	300—450
Диабаз	6-Ю5—2-Ю6	—	Скарн	Ю3—Ю7	—.
Кальцит	6-Ю7—Ю14 *	-(1-3)	Слюда	ЮВ 9—Ю16	100—380
Кварц	Ю'г—Ю16	0	Смальтин	1,1-10-6—1,2Х	—.
Ковеллин	3-10-7—8,3 X	—0,95		хю-5	
	ХЮ”5		Уголь	IO"4—IO"2	—
Кобальтин	10-5—9-10-’	5,7	Филлит	Ю3—Ю5	—,
Магнетит	3-Ю"5—ю-4	103	Халькозин	8-Ю-5—IO-2	20—160
Манганит	1,2-10"2—ЗХ	115	Халькопи-	1,2-10-5—6Х	
	хю-1		рит	ХЮ"2	100—200
Марказит	10-3—1,5-Ю"1	4,8	Хлориты	2-Ю10	—
Микроклин	4-Ю10	1	Цинкит	1,5-Ю-3	—1,3
В табл. 4.9 приведены значения удельного электрического со-
противления и объемной магнитной восприимчивости некоторых
минералов. Магнитная восприимчивость большинства породообра-
зующих безжелезистых минералов невелика и, как правило, обус-
ловлена микропримесями ферромагнетиков, преимущественно
магнетита.
Наиболее распространенными ферромагнетиками являются
оксидные соединения железа — магнетит, титаномагнетит, гематит,
пирротин, кубанит, первый из которых обладает самой высокой
магнитной восприимчивостью.
Большинство рудных минералов (галенит, борнит, ковеллин,
магнетит, пирротин, халькопирит) обладают электронной прово-
димостью. Их удельное сопротивление 10~е—10~2 Ом-м. Породо-
образующие минералы горных пород, как правило, характеризу-
ются свойствами полупроводников или диэлектриков и обладают
очень высоким сопротивлением (106—1012 Ом-м). Минералы с
высокой диэлектрической проницаемостью наблюдаются в основ-
ном среди двух классов — сульфидов и оксидов. Среди них наи-
более высокими значениями диэлектрической проницаемости обла-
дают минералы свинца, цинка и меди.
Таким образом, радиорезонансный метод рудоподготовки может
быть применен к рудам медно-никелевым, никель-кобальтовым,
157.'
вольфрамовым, оловянным, медно-колчеданным, медно-молибдено-
вым, свинцово-цинковым, железным (магнетитовым), марганце-
вым.
Радиорезонансный метод в основном используют для сепара-
ции. Фирма «Ор Сортере» (Канада) выпускает серийные радио-
резонансные сепараторы. Радиорезонансный сепаратор с широки-
ми возможностями разработан в нашей стране НПО «Сибцвет-
метавтоматика» в содружестве с ВИМСом.
Таким образом, в настоящее время горно-геологическая наука
и практика владеют достаточно большим числом радиометриче-
ских методов, способных решать самые разнообразные задачи
предварительной концентрации и обогащения руд. Эффективность
применения того или иного метода для решения конкретных задач
зависит от многих факторов, в том числе от физических способов,
методики и аппаратурно-технических средств реализации метода,
а также от свойств руды и обогащаемого сырья, этапов рудоподго-
товки и поставленных горно-технологических задач. Однако из
всего многообразия условий, от которых зависит эффективность
применения радиометрических методов предварительной концен-
трации, выделяется одно, главное условие, определяющее принци-
пиальную возможность обогащения руды. Оно получило название
контрастности руд.
Под контрастностью руды понимают степень различия
кусков или порций руды по содержаниям в них полезных компо-
нентов. Нельзя не согласиться с В. А. Мокроусовым и В. А. Лиле-
евым [35], которые справедливо указывают, что никакой, даже
самый современный обогатительный процесс не в состоянии обес-
печить выделение из руды богатого концентрата или бедных хвос-
тов, если будет обрабатываться руда, состоящая из кусков или
частиц, мало различающихся между собой по содержанию полез-
ного компонента. Поэтому контрастность — наиболее важное
• свойство руды, влияющее на ее обогатимость, и главное условие,
определяющее возможности и эффективность применения радио-
метрических методов ее обогащения.
Представление о контрастности руд и ее теория применительно
к обогащению полезных ископаемых развиты В. А. Мокроусовым
[35], Л. Ч. Пухальским [41], О. А. Архиповым [4]. В общем слу-
чае контрастность руды — это степень неравномерности распреде-
ления полезного компонента в руде, установленная по определен-
ным ее объемам. Чем больше этот объем, тем меньше контраст-
ность. Наибольшая контрастность наблюдается в кусках руды,
-соизмеримых с объемом рудных включений, а наименьшая — в
крупных порциях дробленой и перемешанной руды. Контрастность
руды можно изучать как в условиях естественного залегания руд-
ного тела, так и в различных объемах или порциях отбитой руды
вплоть до единичных кусков. Таким образом, понятие «контраст-
ность» применимо для оценки обогатимости руд на любом этапе
рудоподготовки и обогащения, начиная от условий естественного
.залегания вплоть до единичных кусков самого мелкого дробления,
158
и является фактически общетеоретической основой процесса пред-
варительной концентрации руд.
Количественно контрастность характеризуется показателем
контрастности М, который представляет собой средневзвешенное
относительное отклонение содержания полезного компонента в
отдельных кусках, порциях или интервалах опробования от сред-
него его содержания в руде (классе руды), т. е.
М = — V | qi~qQ | mi,
где 7о — среднее содержание полезного компонента в руде (клас-
се руды); qi — то же, но в отдельных кусках, порциях или интер-
валах опробования, доля каждого из которых от общей массы
исследуемой пробы или общей длины интервала опробования со-
ставляет тг, п — число кусков, порций или интервалов опробова-
ния.
Показатель контрастности руд изменяется от 0 до 2. По значе-
нию показателя контрастности руды делят на неконтрастные
(Л4<0,4), слабоконтрастные (0,4<Л4<0,8), среднеконтрастные
(0,8<Л4< 1,2), высококонтрастные (1,2<2И< 1,5), особоконтраст-
ные (Л4>1,5). Чем выше показатель контрастности, тем легче и
лучше обогащается руда.
При использовании радиометрических методов обогащения не-
посредственным объектом измерения является не содержание по-
лезных компонентов в руде, а интенсивность вторичных излучений,
играющих роль разделительных признаков и связанных с содер-
жаниями определенной зависимостью. На эту зависимость могут
влиять и другие факторы, в частности, изменение состава иссле-
дуемых проб, геометрические условия измерения и т. д. Для коли-
чественной оценки вводят показатель признака разделения П,
представляющий собой средневзвешенное относительное отклоне-
ние содержания ценного компонента во фракциях, сгруппированных
по интенсивности проявления используемого признака разделения,
от с.педнего содержания компонента в руде, т. е.
П -= — У | q—qv | miy
z=i
где qQ — среднее содержание полезного компонента в руде (клас-
се руды), q — то же, но во фракциях, доля каждой из которых от
общей массы исследуемой пробы составляет тг; п — число выде-
ленных фракций. Обычно П<М, а П1М<\. Величина Э = П1М
характеризует степень соответствия разделительного признака
содержанию полезного компонента и называется эффективностью'
признака разделения. Чем ближе значение Э к единице, тем эф-
фективнее применение того или иного радиометрического метода
для обогащения руды.
По внешнему виду выражения для расчета показателей М и
П почти одинаковы. Разница между ними состоит в том, что в
159
первом случае qi характеризует содержание полезного компонента
в отдельных кусках или порциях руды, а во втором — под q t по-
нимают содержание элемента в рудных фракциях, сгруппирован-
ных по разделительному признаку. Эффективность признака раз-
деления Э связывает все прочие условия применения того или
иного метода с контрастностью руд.
С геологической точки зрения контрастность отражает природ-
ную гетерогенность руд, т. е. изменчивость оруденения по содер-
жанию полезных компонентов, неравномерность их распределения
в рудном теле. Чем ниже коэффициент рудоносности и выше
разубоживание при добыче, тем выше показатели контрастности
на каждом этапе рудоподготовки и, следовательно, тем успешнее
протекают процессы радиометрической предварительной концен-
трации. Поэтому для радиометрического обогащения наиболее бла-
гоприятными объектами являются месторождения, на которых
•оруденение локализовано в недрах, а рудные тела представлены в
виде жил, линз, гнезд и залежей массивных руд. Штокверковые
и стратиформные месторождения с убогими тонковкрапленными
рудами и нечеткими границами рудных тел малопригодны для
применения радиометрического обогащения.
4.3.	Уточнение границ взрывной отбойки
Борьба за качество добываемых руд начинается с изучения
условий их естественного залегания, т. е. со стадии детальной и
эксплуатационной разведки — при оконтуривании рудных тел,
оценке содержаний в них полезных компонентов, подсчете запасов
и подготовке рудных блоков к отработке. На этой стадии геолого-
разведочных и горных работ в настоящее время нашли практиче-
ски повсеместное применение ядерно-физические методы. Трудно
назвать сколько-нибудь значительное горное предприятие, где
радиометрия и ядерная геофизика не использовались бы для ре-
шения перечисленных выше задач при опробовании скважин,
шпуров, стенок горных выработок или обнажений. Двадцатилет-
ний опыт применения ядерно-физических методов на горных
предприятиях воплотился в конкретные руководства, регламенти-
рующие их внедрение для подсчета запасов полезных ископаемых
взамен традиционных трудоемких методов опробования, основан-
ных на отборе, обработке и анализе геологических проб, а также
для управления процессами разведки, добычи, а в некоторых
случаях и технологической переработки добываемых руд. При
применении ядерно-физических методов опробования они выпол-
няют не только роль объективного «контролера» качества руды.
Эти методы открывают новые перспективы и возможности совер-
шенствования технологического процесса извлечения полезных
ископаемых из недр, создавая дополнительные резервы повыше-
ния качества руд, производительности труда и экономической
эффективности процессов.
J60
Таблица 4.10
Результаты подсчета запасов олова и меди
Запасы металла в блоке по данным опробования, усл. ед.				Относительное расхождение в подсчете запасов, %	
геологического		рентгенорадиометрического			
Sn	Си	Sn	Си	Sn	Си
266,3	77,0	266,3	92,1	0	20
247,2	54,3	261,7	45,8	6	16
108,2	220,8	98,4	224,9	9	2
139,9	32,5	147,7	41,7	6	28
244,9	174,2	274,1	155,7	12	11
423,9	190,5	386,7	178,9	9	6
Наиболее широкое распространение в практике горных и гео-
логоразведочных работ на предприятиях цветной металлургии по-
лучил рентгенорадиометрический метод. Этому способствовала
его универсальность с точки зрения физической основы. Метод
имеет практически неограниченную область применения, позволяя
успешно вести анализ руд на содержание всех основных промыш-
ленных элементов независимо от того, являются эти руды моно-
металлическими или комплексными. Рентгенорадиометрический
метод нашел широкое применение для опробования подземных
горных выработок и каротажа скважин на месторождениях олова,
сурьмы, полиметаллов (медь, цинк, свинец, барий) вольфрама и
молибдена [26].
В табл. 4.10 сопоставлены результаты подсчета запасов олова
и меди в комплексных сульфидно-касситеритовых рудах по дан-
ным геологического и рентгенорадиометрического опробования в
эксплуатационных блоках на одном из месторождений. Эксплуа-
тационные блоки в процессе их подготовки к отработке опробова-
ны по стенкам горных выработок бороздовым методом и по шла-
му взрывных скважин. Результаты опробования рентгенорадио-
метрическим методом получены по данным каротажа тех же
скважин и профилирования горных выработок. Из табл. 4.9 видно,
что данные рентгенорадиометрического опробования взрывных
скважин и горных выработок вполне объективны для подсчета
запасов олова и меди. Относительное расхождение их с результа-
тами геологического опробования не превышает 30 % и в среднем
находится на уровне 10—15 %, что соответствует категории разве-
данности В.
Результаты сравнительного подсчета запасов вольфрама и
молибдена в четырех разведочных блоках, выполненного на одном
из месторождений комплексных вольфрамо-молибденовых руд с
использованием данных рентгенорадиометрического и бороздового
опробования стенок горных выработок, подтверждают эффектив-
ность метода при решении аналогичной задачи (табл. 4.11). Блоки
1 и 2 характеризуют скарновые руды с комплексным оруденением,
а блоки 3 и 4 — роговиковые руды с молибденитовым орудене-
11 Зак. 283	161
Таблица 4.II
Результаты подсчета запасов вольфрама и молибдена
Показатель		Блок			
		1	2		3	4
Запас руды, усл. ед.		1877	894	3624	4038
Среднее содержание Мо, %:					
бороздовое опробование		0,056	0,059	0,055	0,052
рентгенорадиометрическое	опро-				
бование		0,056	0,062	0,057	0,056.
Среднее содержание WO3, %:					
бороздовое опробование		0,215	0,468	—	—
рентгенорадиометрическое	опро-				
бование		0,211	0,470	—	—*
Запас Мо, усл. ед.:					
бороздовое опробование		1,05	0,53	1,99	2,10
рентгенорадиометрическое	опро-				
бование		1,05	0,55	2,07	2,26-
Запас WO3, усл. ед.:					
бороздовое опробование		4,04	4,18	—	—
рентгенорадиометрическое	опро-				
бование		3,96	4,20	—•	—
нием. Подсчет запасов произведен в контурах геологических гра-
ниц блоков, установленных по бороздовому опробованию.
Из табл. 4.11 видно, что данные обоих методов о запасах и
средних содержаниях металлов в блоках практически одинаковы,,
систематические расхождения по молибдену не превышают 7 %,.
а по вольфраму — всего 1—2 %.
Число примеров успешного применения рентгенорадиометриче-
ского и других методов ядерной геофизики при подсчете запасов
на стадии детальной и эксплуатационной разведки можно было бы
увеличить. Выбранные примеры интересны прежде всего тем, что
в них приведены результаты, полученные на комплексных много-
компонентных рудах с различным вещественным составом вмеща-
ющих пород. Получению достоверных и надежных результатов в
этих условиях способствовала тщательная проработка методики
и способов реализации рентгенорадиометрического метода при ка-
ротаже скважин и опробовании горных выработок, обеспечившая
высокую чувствительность и помехоустойчивость геофизического'
опробования. Необходимое условие хорошего совпадения резуль-
татов ядерно-геофизического и геологического опробований — вы-
сокая надежность геологических методов, с которыми сравнива-
ются данные ядерно-геофизического опробования. Это условие-
далеко не всегда обеспечивается на практике из-за потери керна
при бурении, избирательного выкрашивания и истирания рудного
материала и тому подобных явлений.
162
Рис. 4.1. Оконтуривание железоруд-
ных тел по данным опробования
керна скважин (/) и результатам
селективного гамма-гамма-каротажа
(2) (по Г. А. Пшеничному, А. П. Оч-
куру)
На рис. 4.1 показан пример
оконтуривания рудных тел по
данным каротажа скважин под-
земного бурения на одном из же-
лезорудных месторождений Кри-
вого Рога [11]. При каротаже
скважин применен селективный
гамма-гамма-метод в модифика-
ции двойного инверсионного зон-
да. Данная методика хорошо за-
рекомендовала себя на место-
рождениях монометалльных руд
(железо, сурьма и др.), когда
интенсивность регистрируемого
рассеянного излучения однознач-
но связана с изменениями эффек-
тивного атомного номера иссле-
дуемых пород и руд, которые,
в свою очередь, обусловлены ва-
риациями только полезного компонента. Весьма эффективным
оказалось применение этого метода на криворожских месторожде-
ниях железистых кварцитов, где железо является единственным
тяжелым и в то же время полезным компонентом руд.
На рис. 4.1 видно, что все рудные тела, выделенные по данным
опробования керна скважин, фиксируются на диаграммах каро-
тажа. Кроме того, каротажем зафиксировано дополнительное,
правда, маломощное рудное тело, пропущенное геологическим
опробованием, так как принятый на руднике интервал опробова-
ния керна (5 м) не обеспечил необходимую дифференциацию
пласта по содержанию железа.
Данный пример показывает, что методы ядерной геофизики
обеспечивают более высокую степень детальности исследования
разрезов скважин, чем традиционные методы геологического опро-
бования. Диаграммы ядерно-физического каротажа и опробования
более дифференцированно отражают распределение оруденения
по стволам скважин и профилям горных выработок, следствием
чего является более высокая точность этих методов при определе-
нии контуров (границ и мощности) рудных тел, особенно в тех
•случаях, когда выход керна оказывается неполным или имеет
место избирательное выкрашивание и истирание рудного материа-
ла. В таких ситуациях применение ядерно-геофизических методов
позволяет не только уточнять контуры промышленного орудене-
ния, но и открывать новые, пропущенные при бурении, рудные
тела. Так, использование рентгенорадиометрического каротажа
при исследовании разведочных скважин на одном из оловорудных
объектов позволило увеличить прогнозные запасы этого месторож-
дения на 25 % благодаря открытию рудных залежей, пропущен-
ных при бурении, и перевести этот объект из категории рудопро-
явлений в разряд промышленных месторождений [32].
11*	163
Рис. 4.2. Строение оловорудной зоны в пределах отпалочного контура (6) по
данным рентгенорадиометрического каротажа.
Содержание Sn, %: / — менее 0,15; 2 — 0,15-ь0,25; 3 — 0,25-ь0,5; 4 — 0,5-ь1; 5 — более 1
На рис. 4.2 показан вертикальный разрез, отражающий строе-
ние рудной зоны в пределах отпалочного контура, выделенного по
данным геологического опробования. Разрез составлен на одном
из оловорудных месторождений по результатам рентгенорадиомет-
рического каротажа взрывных скважин. Такие разрезы, построен-
ные по вееру скважин, позволяют не только получить сведения о
среднем содержании металла в отпалочном контуре, но и дать
представление о качестве руды и распределении металла в сече-
нии контура. Корреляция данных каротажа между сечениями
отладочных контуров позволяет судить о пространственном рас-
пределении оруденения в рудной зоне, подготовленной к обруше-
нию, и корректировать отбойку руды, исключая из отладки заве-
домо безрудные участки или обрушая их отдельно. Таким обра-
зом, в случае необходимости появляется возможность осуществ-
лять селективную выемку руды, что позволяет уменьшить ее по-
тери и разубоживание при добыче. По данным каротажа взрывных
скважин легко определить, достаточна ли их глубина для полной
отбойки руды.
В приведенном на рис. 4.2 примере ясно видно, что скважины
не пересекают рудную зону. В отладочный контур, проведенный
по результатам геологического опробования и документации, по-
164
Рис. 4.3. Строение рудной зоны в пределах эксплуатационного блока по данным?
рентгенорадиометрического каротажа взрывных скважин и опробования горных;
выработок.
Содержание Sn, %: / — менее 0,15; 2 — 0,15-5-0,25; 3 — 0,25-=-0,5; •/ — более 0,5
пали целики пустых пород и некондиционных руд, а большая:
часть рудной залежи осталась за пределами контура и не вскрыта'
взрывными скважинами на полную мощность. В этом случае их:
бурение необходимо продолжить до тех пор, пока они полностью'
не пересекут рудную залежь с промышленным оруденением и не-
выйдут во вмещающие породы. Таким образом, возможности и
эффективность геофизических методов при управлении процессом,
добычи руды очевидны.
Аналогичный разрез по эксплуатационному блоку, составлен-
ный по результатам рентгенорадиометрического каротажа взрыв-
ных скажин и опробования горных выработок, показан на»
рис. 4.3. Блок представляет собой магазин с размерами по верти-
кали около 15 м, по горизонтали — около 40 м, мощностью около»
2 м. Разрез дает исчерпывающую информацию о качестве ш рас-
пределении оловянного оруденения и отражает строение крутопа-
дающей рудной жилы, для отработки которой нарезан блок^
С помощью такого разреза можно прогнозировать содержание?
металла в товарной руде по мере ее отбойки и выпуска из блока..
В пределах блока намечены три цикла отбойки (/, II, III). В от-
бойном контуре III выделен блок забалансовых руд массой свыше'
725 т с содержанием олова около 0,02 %. Исключение этого блока'
из цикла отбойки сократило относительное разубоживание на»
4 % и повысило содержание олова в товарной руде с 0,56 до
0,66 %. Экономический эффект в этом случае составил 190 тыс. р.
Таким образом, вертикальные разрезы эксплуатационных бло-
ков, построенные по результатам геофизического опробования, по-
зволяют прогнозировать содержание полезных компонентов &
товарной руде, корректировать план отработки блоков, снижая
потери металла и разубоживание руды, осуществлять либо селек-
тивную выемку руды из недр, либо производить ее своевременную»
I6S
Рис. 4.4. Изменение содержания олова в товарной руде по мере ее добычи из
блока (по данным В. Б. Юшко):
/ — заданный уровень содержания олова в шихте, подаваемой на фабрику; 2 — содержание
олова в товарной руде; 3 — содержание олова в руде, выпускаемой из дучек
подшихтовку, удерживая содержание металла в товарной руде на
заданном уровне, необходимом для технологического режима
фабрики.
В качестве примера на рис. 4.4 показано изменение содержания
олова в товарной руде по мере ее выпуска через дучки из эксплу-
атационного блока. В этом случае систематическое рентгенорадио-
метрическое опробование руды в вагонетках и контроль за выпус-
ком руды из блока позволили своевременно фиксировать подход
некондиционных руд, исключая их из дальнейшей добычи, и тем
самым стабилизировать качество товарной руды, отгружаемой на
фабрику, удерживая содержание олова в ней на заданном техно-
логическом уровне [31].
Приведенные примеры наглядно демонстрируют эффективность
применения геофизических методов при детальной и эксплуатаци-
онной разведке и отработке рудных месторождений, управлении
процессом добычи полезных ископаемых. Однако потенциальные
возможности методов гораздо шире. Пока они не в полной мере
используются в практике производства. В частности, методы ра-
диометрии и ядерной геофизики в принципе дают возможность
прогнозировать и регулировать технологические свойства добы-
ваемой руды. Так, по результатам каротажа и опробования можно
прогнозировать контрастность и даже гранулометрический состав
товарных руд [4, 35, 41]. Такие оценки полезны на стадиях пред-
варительной и детальной разведки, т. е. до начала добычи. На
действующих предприятиях этого обычно не делают, предпочитая
изучать полноценные реальные технологические пробы.
Иначе обстоит дело на месторождениях комплексных руд, ко-
торые, помимо полезных компонентов, содержат вредные техноло-
гические примеси, влияющие на извлечение или качество конеч-
ной продукции комбинатов. В этом случае ядерно-физические ме-
IG6
тоды уже на стадии подготовки руды к добыче позволяют полу-
чить ценную информацию не только о распределении полезных
компонентов, но и о содержании и распределении минерализации,
влияющей на последующую технологию и качество добываемых
руд. Иными словами, здесь методы ядерной геофизики выступают
в качестве инструмента технологического картирования, подразде-
ляя уже в недрах руды на технологические типы.
Для иллюстрации возможностей радиометрии и ядерной геофи-
зики при оценке технологических свойств руды непосредственно в
недрах приведем примеры из практики разведочных и горных
работ. На рис. 4.5 показаны результаты каротажа подземной
скважины рентгенорадиометрическим методом на одном из место-
рождений комплексных сульфидно-касситеритовых руд [26], со-
держащих в качестве промышленных элементов олово, вольфрам
и медь. Помимо этого, в них содержатся железо и мышьяк, при-
чем мышьяк с технологической точки зрения — вредная примесь,
ухудшающая качество конечных концентратов, получаемых на
обогатительной фабрике. Информация о содержании мышьяка в
добываемых рудах позволяет своевременно осуществлять их под-
шихтовку другими сортами с таким расчетом, чтобы в товарной
шихте, идущей в переработку, содержание мышьяка не превышало
определенного предела и тем самым не снижало бы качество по-
лучаемого концентрата.
Как видно из рис. 4.5, рентгенорадиометрический каротаж дает
представление о распределении оруденения вдоль ствола скважи-
ны по всем четырем элементам и позволяет оценить их содержание
в пределах рудной зоны еще до начала выемочных работ. Таким
образом, технологическая оценка качества руд осуществляется к
моменту их добычи и может быть учтена при составлении графи-
ка их переработки на фабрике.
Рассмотрим пример из практики горного предприятия, ведуще-
го отработку комплексных урано-молибденовых руд карьерным
способом [41]. На месторождении выделены два типа руд: урано-
вые, не содержащие молибдена и других примесей, и комплекс-
ные— урано-молибденовые. Технологические схемы их переработ-
ки значительно различаются, поэтому задача определения типа
руд и границ его распространения непосредственно в условиях
естественного залегания не только актуальна, но и насущно не-
обходима, так как руду добывают на карьере экскаваторами и
отгружают непосредственно в самосвалы, которые доставляют ее
на фабрику к той или иной технологической линии. Урановые руды
оконтуривают по их естественной радиоактивности гамма-методом,
а молибденовое оруденение выделяют с помощью рентгенорадио-
метрического метода.
На рис. 4.6 показан план части уступа карьера, подготовлен-
ного к массовому взрыву. Вся часть уступа сложена кондицион-
ными урановыми рудами и разбурена взрывными скважинами, по
которым проведен рентгенорадиометрический каротаж на молиб-
ден. По данным каротажа построены контуры молибденового
167
/	//	///	IV				V			
			а	б	в	г	а	б	в	г
2- 4- 6- 8-	1	92	0,01	—	0,01	—	—	—	—	—
		93	0,12	0,07	0,35	0,55	0,10	0,07	0,50	0,40
			0,02	—	0,05	—	0,25	0,20	0,10	0,10
			0,79	0,40	2,48	2,50	1.15	0,72	8,60	2,30
			1,19	1,00	7,70	5,20	0,70	0,72	3,50	5,60
			ОД	0,12	3,90	1,50	0,30	0,15	2,10	2,25
	2	83	0,01	0,01	0,04	—	—	—		—
			0,01	—	0,03	—				
			0,01	—	0,01	—				
			0,01	—	0,01	—				
V!
6 Cu, %
5,0 Sn, %
WO-,, %
Рис. 4.5. Раздельное определение олова (а), триоксида вольфрама (б), меди (в) и мышьяка (г) в комплексных рудах при
рентгенорадиометрическом каротаже подземной скважины:
/—глубина, м; // — геологический разрез (/— кварц-турмалиновая зона с комплексным оруденением; 2 — безрудные конгломераты); 111 —
выход керна, %; IV и V — содержание элементов соответственно по керну и каротажу; VI — каротажные диаграммы
Рис. 4.6. Выделение
контура комплексных
руд на плане уступа
карьера по результа-
там рентгенорадио-
метрического карота-
жа на молибден
(точками обозначе-
ны скважины).
Содержание Мо, %: 1 —
менее 0,04;	2 — 0,04 s-
-*-0,1; 3 — 0,1-*-0,5; 4—
более 0,5
оруденения, которые одновременно являются и границами залега-
ния комплексных руд. Используя данный план, можно вести по-
очередно селективную отпалку и выемку каждого сорта руд, не1
смешивая их между собою, что в итоге стабилизирует качество,
товарных руд, поступающих для переработки на обогатительную*
фабрику.
В некоторых случаях с помощью геофизических методов при-
ходится решать весьма специфические задачи, связанные непосред-
ственно с проведением горных работ. Например, на месторожде-
ниях, где для крепления горных выработок и закладки выработан-
ного пространства применяют бетон, при отбойке руд с помощью,
взрывных скважин весьма актуально точное определение границы
между бетоном и рудой или породой, поскольку бетон, попадая в
рудную массу, значительно снижает извлечение полезных компо*-
нентов при флотации на фабрике. Эта задача для ядерно-физиче-
ских методов тривиальна и легко решается посредством гамма-
гамма-каротажа взрывных скважин с точностью, необходимой,
для практики [29].
Очень важной задачей, особенно на железорудных и полиметал-
лических месторождениях, является исследование межскважин-
ного и межвыработочного пространства. Для ее решения успешно
и весьма эффективно применяют метод радиоволнового просвечи-
вания, с помощью которого по поглощению радиоволн определяют
положение крупных рудных залежей и уточняют их контуры.
На рис. 4.7 приведены результаты исследования межвырабо-
точного пространства радиоволновым методом на железорудном
месторождении Темиртау. Радиопросвечивание на частоте 1 МГц
производили из скважины 1, где располагался скважинный радио-
передатчик, в выработку, по которой перемещался радиоприем-
ник. В результате интерпретации данных радиоволнового просве-
чивания возникло предположение о том, что либо разведанное
скважинами рудное тело протягивается дальше, либо в простран-
стве между скважинами 2 и 3 находятся неизвестные и не вскры-
тые рудные тела, вызывающие аномалию. Для проверки этого
169
Скв. 6
Рис. 4.7. Результаты радиоволнового просвечивания на железорудном место-
рождении Темиртау (по данным В. М. Студенкова):
1— рудное тело, разведанное скважинами; 2 —рудные тела, вскрытые горными выработ-
ками в месте аномалий радиоволнового просвечивания; 3 — пикеты стоянок радиоприемни-
ка; 4 — горные выработки, пройденные для заверки аномалий; СРП — скважинный радио-
передатчик
предположения были пройдены горные выработки 4, которые
вскрыли на месте аномалий пропущенные ранее рудные залежи.
Приведенные примеры из практики горнодобывающих пред-
приятий свидетельствуют о том, что геофизические методы — на-
дежное и эффективное средство контроля за ведением геолого-
разведочных и горных работ на стадии эксплуатационной развед-
ки и отработки рудных месторождений и их применение позволяет
осуществлять предварительную концентрацию руд непосредствен-
но в условиях их естественного залегания до начала взрывной
добычи.
4.4.	Крупнопорционная сортировка
Крупнопорционную сортировку товарных руд в транспортных
емкостях и потоках после крупного дробления широко применяют
в отечественной и зарубежной практике на месторождениях ра-
диоактивного сырья [35, 40, 41, 49, 59].
170
Эти месторождения характеризуются динамическим равнове-
сием между ураном и продуктами его распада, поэтому образую-
щееся в процессе их распада гамма-излучение однозначно связа-
но с содержанием урана. Оперативное опробование урановых руд
в целях учета добычи, разделения на сорта, выделения забалан-
совых руд и пустой породы на рудниках осуществляют с помощью
специальных радиометрических контролирующих станций по ин-
тенсивности гамма-излучения каждой вагонетки или самосвала, за-
полненных горнорудной массой. Относительная погрешность опро-
бования руды в единичной вагонетке составляет около 25 %, для
состава в 10—15 вагонеток — не более 10 %, а для более крупных
партий руды обычно не превышает 3—5 %.
Рудоконтролирующие станции обычно автоматизированы и со-
держат радиометры со сцинтилляционными датчиками, обладаю-
щими высокой чувствительностью к гамма-излучению, что позво-
ляет осуществлять опробование вагонеток или самосвалов в дви-
жении со скоростью до 5 км/ч. Время измерения, затрачиваемое
на опробование одной транспортной емкости, составляет 10—20с,
одновременно происходит ее взвешивание на автоматических ве-
сах. Чувствительность и точность радиометров позволяют опреде-
лять содержание урана в рудах в диапазоне 0,001—1 %. Резуль-
таты опробования и взвешивания фиксируются ЭВМ и передаются
в систему АСУТП.
На месторождениях цветных металлов радиометрическое опро-
бование руд в транспортных емкостях начали применять с
1960 г. На первом этапе исследований использовали гамма-гамма-
метод, основанный на регистрации рассеянного гамма-излучения.
Работы проводили на ртутных, сурьмяных и полиметаллических
месторождениях. Для опробования вагонеток были приспособлены
переносные радиометры СРП-2 со сцинтилляционными датчиками,
которые для измерения прикладывали к поверхности руды, насы-
панной в вагонетку. Таким образом, измерения были точечными
и производились вручную чаще всего в пяти точках на каждой
вагонетке. Несмотря на неудобства, связанные с использованием
ручного труда операторов, и сравнительно невысокую производи-
тельность, опробование вагонеток с помощью гамма-гамма-мето-
да нашло широкое применение и просуществовало в таком виде
вплоть до недавнего времени. В процессе работы были выявлены
существенные недостатки гамма-гамма-метода, которые, помимо
отмеченных выше, были связаны с несовершенством методики его
реализации и ограниченными возможностями.
Прежде всего гамма-гамма-метод не давал надежных количе-
ственных определений при опробовании комплексных руд, а пото-
му нашел применение лишь на тех предприятиях, где отрабаты-
вались месторождения монометаллических руд или руд со срав-
нительно простым вещественным составом. В их числе — Кадам-
джайское сурьмяное месторождение, Ачисайское, Зыряновское,
Алмалыкское и Дальневосточное полиметаллические месторожде-
ния, где ведущий элемент в рудах — свинец, а другие элементы,
171
такие, как цинк, барий и железо, находятся в подчиненных коли-
чествах или образуют со свинцом сравнительно устойчивые кор-
реляционные связи. Попытка расширить область применения ме-
тода за счет спектральных измерений мягкой и жесткой составля-
ющих рассеянного гамма-излучения привела к разработке рентге-
шорадиометрического метода, оказавшегося более эффективным и
.постепенно вытеснившим гамма-гамма-метод.
.Другой недостаток гамма-гамма-метода заключается в том, что
лоток рассеянного гамма-излучения зависит не только от состава
.пород и руд (их эффективного атомного номера), но и от измене-
ний их плотности и нарушений геометрических условий измерения,
в частности от расстояния между измерительным зондом и по-
верхностью исследуемой среды. Эта зависимость, общая для всех
гамма-методов, в том числе и для рентгенорадиометрического, и
носит ярко выраженный инверсионный характер: при увеличении
.расстояния между зондом и поверхностью среды поток вторичного
гамма-излучения сначала возрастает, достигая максимума, а затем
уменьшается, причем положение точки инверсии (максимума)
зависит от длины зонда. Инверсионный характер этой зависимости
используют для повышения помехоустойчивости метода.
Наиболее простыми являются инверсионные зонды, длина ко-
торых (расстояние между источником и детектором) соответству-
ет точке инверсии, т. е. максимуму рассеянного гамма-излучения,
жоторый обычно бывает не остроконечным, а сравнительно поло-
гим, так что изменение расстояния между зондом и поверхностью
«среды в пределах нескольких сантиметров не сказывается сущест-
венным образом на скорости счета вторичного излучения. Инвер-
сионная зависимость потока рассеянного гамма-излучения от рас-
стояния между зондом и поверхностью среды для зондов различ-
ной длины и источника 75Se показана на рис. 4.8. Здесь же обозна-
чены точки инверсии, положение которых соответствует длине
инверсионных зондов. Аналогичный вид имеет и зависимость по-
тока рассеянного излучения от плотности.
Однако более значительных результатов удается добиться на
основе линейных и поверхностных источников (детекторов), пред-
ставляющих собой комбинацию из нескольких инверсионных зон-
дов. Простейший из них — двойной инверсионный зонд, состоящий
из одного детектора и двух однотипных источников, расположен-
ных от него на разных расстояниях (длинах зонда). В двойных
зондах активность источников пропорциональна длине зонда.
С помощью такого зонда достигается независимость потока рас-
сеянного гамма-излучения от изменения расстояния между зондом
и поверхностью исследуемой среды в пределах 20 см (5—25 см),
одновременно исключается и влияние вариаций плотности иссле-
дуемой среды в диапазоне, характерном для добываемых руд
(рис. 4.9).
С развитием аппаратуростроения и электроники стало доступ-
ным употребление инверсионных зондов, состоящих из одного то-
чечного источника и большого по площади поверхностного детек-
172
Рис. 4.8. Инверсионная зависимость
потока W рассеянного гамма-излуче-
«ия от расстояния h между зондом
я поверхностью исследуемой среды
для источника 75Se и зондов различ-
ной длины I, см (по А. Ю. Больша-
кову, А. П. Очкуру):
7 — 20; 2—15; 3—10; 4 — 5; 5 — 3; 5 — 2
а
Рис. 4.9. Компенсация влияния
изменений плотности р исследуе-
мой среды (а), расстояния h
между ее поверхностью и зондом
(б) на поток N рассеянного гам-
ма-излучения источника 75Se с
помощью двойного зонда (по
А. Ю. Большакову, Е. П. Леману,
А. П. Очкуру):
1 — доинверсионный зонд, длина 19 см,
активность источника 92,5 МБк; 2 —
двойной зонд; 3 — заинверсионный
зонд, длина 1,9 см, активность источ-
ника 9,25 МБк
тора. Источник с экраном в этом случае расположен в центре
детектора. Такая геометрия измерений обеспечивает устранение
влияния изменения расстояния между зондом и поверхностью
исследуемой среды на результаты измерений в широких пределах.
Использование двойных зондов, линейных и поверхностных
источников и детекторов в значительной мере повысило эффектив-
ность гамма-гамма-метода, поскольку в такой модификации его
показания однозначно связаны с эффективным атомным номером
пород и руд, т. е. с их составом, и не зависят от мешающих фак-
торов, обусловленных изменением плотности среды или наруше-
ниями геометрических условий измерения. Это позволило успешно
внедрить метод для опробования и количественных определений
металла на месторождениях с монометальным оруденением и в
173
Таблица 4.12
Результаты опробования железной руды в вагонетках на одном из рудников
Кривого Рога (по Н. И. Виценко)
Блок	Число вагонеток	Содержение железа, %	
		Г амма-гамма-метол	Химический анализ горстьевых проб
1	63	51,58	51,45
2	33	58,00	58,17
3	31	62,99	63,32
4	33	53,30	52,79
5	25	54,36	55,22
6	63	54,10	54,04
7	28	57,22	58,35
8	25	53,24	54,20
9	28	55,61	55,58
10	33	50,70	51,40
11	23	50,81	54,00
Среднее	—	54,71	54,90
первую очередь на железорудных месторождениях Кривого Рога,.
Горной Шории, Курской магнитной аномалии, где руды представ-
лены железистыми кварцитами или магнетитовыми скарнами, а
также на Кадамджайском месторождении сурьмы.
На одном из Криворожских рудников, добывающих железную»
руду, были проведены исследования для сравнения результатов,
гамма-гамма-опробования отбитой горной массы с данными хи-
мического анализа горстьевых проб (табл. 4.12) [11]. Горстьевые
пробы отбирали из вагонеток в тех же точках, в которых осущест-
вляли и опробование гамма-гамма-методом с помощью радиомет-
ра РСР-2 и сцинтилляционного датчика. В датчике использован
двойной инверсионный зонд с источниками 170Тш. Общая масса
опробованной руды составила 80 тыс. т. Как видно из табл. 4.12,.
отклонения результатов измерения гамма-гамма-методом от дан-
ных горстьевого опробования по отдельным блокам не превышают
0,5 % железа, а в целом по руднику составляют 0,19 % железа,,
что вполне удовлетворяет требования, предъявляемые к техноло-
гическому опробованию руд.
Наряду с гамма-гамма-методом на магнетитовых месторожде-
ниях скарнового типа успешно применяют метод магнитной воспри-
имчивости, для реализации которого создана специальная серий-
ная аппаратура РИМВ-1. Сравнение результатов опробования
рудной массы методом магнитной восприимчивости с данными хи-
мического анализа технологических проб на одном из горных
предприятий Горной Шории (табл. 4.13) показывает, что точ-
ность его соответствует требованиям практики. Внедрение метода
174
Таблица 4.13
(Результаты опробования магнетитовых руд в вагонетках на одном из предприятий
Горной Шории [13]
Вид опробования	Среднее содержание железа за 10-дневный период опробования вагонеток, %				
	1	2	3	4	5
.Химический анализ техноло- гических проб (по данным ЮТК) .Метод магнитной восприим- чивости	35,13 35,98	33,09' 31,46	33,42 32,73	35,44 35,05	34,39 34,12
в производство позволило получить годовой экономический эффект
около 30 тыс. р. на один комплект аппаратуры [13].
Попутно отметим, что комплексирование методов магнитной
восприимчивости и рассеянного гамма-излучения открывает воз-
можность для разделения руд на технологические типы, посколь-
ку получаемые данные характеризуют содержание магнитного
.железа, а результаты гамма-гамма-метода дают валовое содержа-
ние этого металла без разделения на магнитную (магнетитовую)
.и немагнитную (гематитовую, лимонитовую) составляющие. Комп-
лекс этих методов можно использовать как при технологическом
картировании месторождений, так и при сортировке руд после
взрывной отбойки.
Усовершенствование гамма-гамма-метода и использование зон-
дов на основе линейных и поверхностных источников и детекторов
позволили создать автоматические рудоконтролирующие станции,
в которых полностью ликвидирован ручной труд операторов, а
•опробование товарных руд, загруженных в транспортные емкости,
производится в процессе движения последних и полностью авто-
матизировано благодаря включению в состав рудоконтролирую-
щей станции электронно-вычислительных машин. Разработка таких
станций осуществлена специализированными конструкторскими
организациями Госкомитета СССР по атомной энергии по инициа-
тиве и при участии Минцветмета СССР [29, 38].
Каждая установка состоит из несущей конструкции, на которой
размещены датчик измерительной системы, включающий источник,
детектор и защитное устройство, а также электронная аппаратура
для измерения, автоматической обработки и вывода информации
и вспомогательные механизмы. В датчике использован сцинтилля-
ционный детектор с большой площадью приемной поверхности, в
центре которой находится источник гамма-излучения 137Cs
(660 кэВ) активностью до 10 ГБк, помещенный в защитный экран
из вольфрамового сплава. Защитный экран предохраняет детектор
от прямого излучения источника. Детектор и источник снабжены
коллиматорами конической формы. Таким образом, зондовое
175
Таблица 4.14
Эффективность крупнопорционной радиометрической сортировки
полиметаллических руд на Алмалыкском комбинате
(по данным В. Ю. Деды, Г. Г. Козлова и др.)
Год	Металл	Масса дополнительно полученного металла, усл. ед.			
		Всего	В том числе из руды		
			карьера	отвала	рудника
1	РЬ	11,95	10,49	.	-	1,46
	Zn	12,07	10,62	—-	1,45
2	РЬ	6,58		4,96	1,62
	Zn	6,72	—<•	5,04	1,68
3	РЬ	16,26	1,73	10,19	4,34
	Zn	12,63	0,58	8,00	4,05
4	РЬ	16,97	3,60	6,46	6,91
	Zn	25,63	4,78	14,23	6,33
Итого	РЬ	51,76	15,82	21,51	14,33
	Zn	56,78	15,98	27,29	13,51
устройство, аналогичное инверсионному зонду с поверхностным
детектором большой площади и точечным источником, исключает
влияние изменения расстояния между ним и поверхностью иссле-
дуемой среды в пределах 50—60 см. Составными частями аппара-
туры являются ЭВМ Д-3-28, цифропечатающее устройство и
дисплей. Несущая конструкция рассчитана на бесконтактное опро-
бование самосвалов или вагонеток в движении и снабжена дат-
чиком, фиксирующим начало и конец измерений.
Рудоконтролирующие станции размещаются обычно на весо-
вых, а опробование транспортных емкостей осуществляется одно-
временно с их взвешиванием. Результаты выводятся на световое
табло, которое информирует водителя или машиниста о сорте
горной массы. Горная масса по результатам опробования транс-
портных емкостей делится на три сорта: руда, некондиционная
руда, порода. Такие рудоконтролирующие станции внедрены на
Алмалыкском и Зыряновском комбинатах.
Казалось бы, крупнопорционная сортировка должна быть ис-
точником дополнительных потерь металла, так как находится в
начале обогатительного процесса и контролирует руду, поступаю-
щую на обогатительную фабрику. Однако данные табл. 4.14 убе-
дительно показывают, что это совсем не так. Именно крупнопор-
ционная сортировка, обладая высокой производительностью,
отвечающей современным темпам отработки месторождений, яв-
ляется не только заслоном от поступления пустой породы и некон-
диционной руды на фабрику, но и источником дополнительного
металла.
В 1-й год эксплуатации рудоконтролирующей станции на Ал-
малыкском комбинате отрабатывали в основном маломощные и
176
разрозненные рудные тела, в которых содержание свинца и цинка
в целом было ниже установленных кондиций. Благодаря внедре-
нию крупнопорционной сортировки транспортных емкостей уда-
лось, не меняя технологии горных работ, выделить из горнорудной
массы при вскрышных работах кондиционную руду и извлечь из
нее дополнительный металл.
При этом из добытой горнорудной массы отсортировано и на-
правлено в отвалы свыше 102 тыс. т пустой породы и неконди-
ционной руды. Экономический эффект на данном этапе составил
460 тыс. р.
В последующие два года крупнопорционную сортировку с ру-
доконтролирующей станцией стали применять для переработки
отвалов забалансовых руд прежних лет добычи, так как карьер
был практически отработан.
Таким образом, из отвальной некондиционной руды было по-
лучено около 50 % товарной руды, переработанной фабрикой.
Применение крупнопорционной сортировки позволило повысить,
содержание металлов в товарной руде в 2—2,5 раза. В процессе
обогащения таких руд на фабрике повысилось извлечение свинца
и цинка сначала на 10,3 и 5,76 % по сравнению с прежними пока-
зателями, а затем на 8,99 и 2,45 % соответственно. Экономический
эффект от реализации дополнительной продукции составил на-
3-м и 4-м году эксплуатации рудоконтролирующей станции соот-
ветственно 454,5 и 903,7 тыс. р.
Таким образом, на примере Алмалыкского комбината видно,,
что крупнопорционная радиометрическая сортировка руд в транс-
портных емкостях — мощное средство предварительной концентра-
ции, обеспечивающее получение дополнительной продукции с вы-
соким экономическим эффектом в результате:
сокращения затрат на транспортирование и переработку пустых,
пород и некондиционных руд;
отбраковки пустых пород и некондиционных руд;
вовлечения в переработку некондиционных руд и отвалов преж-
них лет добычи и получения из них кондиционной руды;
повышения содержания полезных компонентов в товарной руде,,
поступающей на переработку;
повышения извлечения полезных компонентов из руды при.
переработке ее на фабрике.
Фактически Алмалыкский комбинат за 4 года опытно-промыш-
ленной эксплуатации рудоконтролирующих установок получил-
экономический эффект около 3 млн. р. Применение установок на
отвалах прежних лет добычи позволило продлить жизнь рудников
и карьеров, запасы которых были выработаны, не нарушая при
этом технологии горных работ. Внедрение рудоконтролирующих
станций на таких объектах оказалось по существу равносильно
вводу в эксплуатацию нового месторождения без каких-либо до-
полнительных капитальных затрат. С появлением рудоконтроли-
рующих радиометрических станций в корне меняются взгляд на
отвалы прежних лет добычи и их оценка. Теперь их следует рас-
12 Зак. 283	177-
«сматривать как источник дополнительного металла, т. е. это тех-
ногенные месторождения, которые могут быть вовлечены в пере-
работку со значительно меньшими затратами, чем коренные.
Аналогичные результаты получены и на Зыряновском комби-
нате. Учитывая положительный опыт работы рудоконтролирующих
станций на этих предприятиях, предполагается их внедрение на
Ачисайском, Жайремском и Дальневосточном комбинатах.
Выше уже отмечалось, что параллельно с гамма-гамма-мето-
.дом широкое применение при крупнопорционной сортировке тран-
-спортных емкостей нашел рентгенорадиометрический метод. Его
применение для решения этой задачи началось с 1970 г., когда
были созданы рентгенорадиометрические рудоконтролирующие
«станции на Хрустальненском, а затем на Садонском комбинатах,
отрабатывающих соответственно оловорудные и полиметалличе-
ские месторождения [32, 50].
Первые рудоконтролирующие рентгенорадиометрические стан-
ции, так же как и при гамма-гамма-опробовании, были рассчита-
ны на применение ручного труда операторов. Опробование ваго-
неток и самосвалов осуществлялось переносным датчиком, кото-
рый прикладывали к поверхности руды, засыпанной в вагонетку.
Каждую вагонетку опробовали по 5—10 точкам на поверхности;
.автомашины грузоподъемностью 15 т — по 30 точкам. Сортировку
«осуществляли как по каждой вагонетке, так и по составам в 6—
10 вагонеток или порциями на ленте транспортера. Применение
такой сортировки на Хрустальненском комбинате позволило от-
править в отвалы пород и некондиционных руд около 11 % исход-
ной горной массы, что привело к относительному повышению со-
держания олова в товарной руде на 9 %. Однако сортировка не
исключает потерь металла. Поэтому некондиционные руды подле-
жат в дальнейшем сепарации.
Отвалы прошлых лет добычи подвергают ревизии с помощью
площадной рентгенорадиометрической съемки. В результате таких
ревизий выявляют участки кондиционных руд, которые затем во-
влекаются в добычу. Благодаря высокой оперативности рентгено-
радиометрического опробования затраты на крупнопорционную
-сортировку руд и ревизию отвалов оказываются ничтожно малы-
ми: в пересчете на 1 т руды они составляют соответственно 3 и
1 коп. Общий экономический эффект от внедрения крупнопорци-
онной сортировки на комбинате за 10 лет использования превысил
1 млн. р.
Аналогичная система крупнопорционной сортировки полиметал-
лических руд в самосвалах и вагонетках внедрена на Садонском
комбинате в 1975—76 гг. Опробование руды осуществляется рент-
генорадиометрическим методом одновременно на содержание
свинца и цинка. В период испытаний была оценена точность та-
кого опробования товарной руды путем сопоставления данных
рентгенорадиометрических оценок с результатами анализа пере-
работанной руды на сливе классификатора обогатительной фаб-
рики. За период испытаний в 20 смен относительные средние
.178
расхождения по свинцу и цинку соответственно составили 14 не
3 %, что было признано удовлетворительным для процесса предва-
рительной концентрации и сортировки. Время опробования одной
автомашины составляет 100 с, за которые оператор производит
около 20 измерений на поверхности руды. В результате внедрения
крупнопорционной сортировки отбраковывается в отвалы около-
10 % исходной горнорудной массы, что обеспечивает годовой эко-
номический эффект 90—100 тыс. р.
Необходимость автоматизации ручного труда операторов при.
крупнопорционной сортировке руд в транспортных емкостях при-
вела к созданию автоматических рудоконтролирующих рентгено-
радиометрических станций, которые осуществляют бесконтактное-
опробование вагонеток и самосвалов [24].
В установках использованы датчики с полупроводниковым:
кремниево-литиевым детектором площадью около 250 мм2, охлаж-
даемым с помощью жидкого азота, помещенного в сосуд Дюара.
В качестве источников применены 4 изотопа 241Аш (60 кэВ) в за-
щитных устройствах с коллиматорами. Установка оснащена про-
цессором-анализатором для автоматических измерений и обработ-
ки результатов по заданным алгоритмам, а также для контроля
и управления работой исполнительных устройств и механизмов.
Время опробования одной вагонетки 15—20 с, производитель-
ность— более 300 вагонеток в смену. Себестоимость рентгенора-
диометрического опробования транспортных емкостей в 3 раза
ниже, чем горстьевого метода, при резком повышении производи-
тельности труда и автоматизации процесса измерений. Сопостав-
ление результатов определения олова в поверхностном слое руды,
в вагонетке с его валовым содержанием показало наличие корре-
ляционной связи с коэффициентом корреляции 0,7—0,8 при отно-
сительной средней квадратической погрешности количественных
определений около 30 %.
Внедрение сортировки руд в транспортных емкостях позволяет
удалить из потока горнорудной массы, направляемой на обогати-
тельную фабрику, до 20 % некондиционных руд и пустой породы
с содержанием олова ниже 0,08 %. В результате содержание оло-
ва в товарной руде повышается в 1,2—1,5 раза.
Эффективность рентгенорадиометрической крупнопорционной’
сортировки руд в вагонетках рассмотрим на примере отработки
одного из эксплуатационных блоков месторождения (табл. 4.15).
Добытые руды сортируют по содержанию олова, определяемому
рентгенорадиометрическим методом. Как видно из табл. 4.14, при.
граничном содержании олова 0,1 % из добытой горной массы
отбраковывается около 33,5 % породы со средним содержанием
олова 0,04 %, а при граничном содержании олова 0,15 % выход
отвальной фракции достигает 51,8 % со средним содержанием
олова 0,07 %. Коэффициент обогащения кондиционной руды при
этом соответственно составляет 1,37 и 1,61. Экономический эффект
от внедрения рентгенорадиометрических рудоконтролирующих
станций на данном предприятии составил 1 млн. р.
179>
12*
Таблица 4.15
Распределение горнорудной массы по интервалам содержания олова
на основании рентгенорадиометрической сортировки руд в вагонетках [24]
Интервал содержа- ний олова, %	Среднее содержание олова, %	Выход фракции, %	Извлечение олова в фракцию, %
<0,1	0,04	33,5	7,6
0,1—0,15	0,12	18,3	12,9
0,15—0,3	0,21	37,4	39,3
0,3—0,4	0,34	8,8	17,0
0,4—0,6	0,51	6,8	19,7
>0,6	0,89	0,9	4,5
Аналогичные рентгенорадиометрические рудоконтролирующие
станции в 1980—1983 гг. были внедрены на Солнечном ГОКе, где
ранее при крупнопорционной сортировке использовался ручной
труд операторов. Эксплуатация их в течение двух лет позволила
отсортировать около 128 тыс. т пустой породы и некондиционных
руд, что привело к относительному увеличению содержания олова
в товарной руде, поступающей на обогатительную фабрику, на
2,5 %. Годовой экономический эффект от внедрения крупнопорци-
онной сортировки на комбинате составляет 150—250 тыс. р. в год,
а суммарный экономический эффект в настоящее время превысил
1 млн. р. [30, 61].
В 1985—1986 годах на вольфрамовом месторождении внедрена
рентгенорадиометрическая сортировка забалансовых руд в авто-
самосвалах грузоподъемностью 27 т. Сортировка производится на
основе определений содержаний вольфрама на поверхности авто-
самосвала рудосортировочной станцией, созданной на базе много-
канального анализатора, микро-ЭВМ и датчика площадного типа.
В датчике установлены пропорциональный рентгеновский счетчик
•с площадью входного окна 150 см2 и четыре радиоизотопных источ-
ника 57Со активностью около 5-Ю8 Бк каждый. Конструкция дат-
чика обеспечивает зону приема вторичного рентгеновского излуче-
ния с поверхности руды площадью 1—4 м2 при высоте датчика
0,5—1 м. Измерения можно производить как при перемещении
самосвала под датчиком, так и при перемещении датчика с по-
мощью электротали над автосамосвалом. Результаты измерений
содержания вольфрама в руде выводятся на дисплей и цифропе-
чатающее устройство. Управляют движением автосамосвалов с
помощью светофора, переключаемого ЭВМ.
Установлено, что нижний предел обнаружения триоксида воль-
фрама в забалансовых рудах составляет около 0,06—0,08 %, бла-
годаря чему обеспечивается надежная сортировка руд с содержа-
ниями выше 0,1 % триоксида вольфрама. Из забалансовых руд с
содержанием 0,2—0,3 % триоксида вольфрама может быть выде-
лено 20—30 % кондиционных руд с содержанием его около 0,6 %.
Дополнительная прибыль, обусловленная вовлечением в перера-
ботку забалансовых руд, за 1 год составляет свыше 150 тыс. р.
180
Несомненные преимущества рентгенорадиометрического метода
перед другими, в первую очередь перед гамма-гамма-методом, —
его универсальность и возможность использования для определе-
ния почти всех элементов. Это открывает широкие перспективы
применения метода при опробовании комплексных руд, когда
требуется определять не один, а несколько полезных компонентов.
Из других ядерно-физических методов, используемых для круп-
нопорционной сортировки руд в транспортных емкостях, следует
выделить гамма-нейтронный метод определения бериллия [27, 57,
•58] и нейтронно-активационный метод, примененный при сорти-
ровке флюоритовых руд [27, 57, 58].
Для гамма-нейтронной сортировки бериллиевых руд в вагонет-
ках создана специальная установка с дистанционным управле-
нием, обеспечивающая относительную погрешность определения
бериллия в вагонетках на уровне 5 %. С помощью такой установ-
ки удается вывести в отвал 20—25 % горной массы с потерями
бериллия в ней, не превышающими 2 %. Кроме того, около 20 %
горной массы складируется в отвале некондиционных руд.
Нейтронно-активационную сортировку флюоритовых руд осу-
ществляют с помощью установки, в которой размещены источник
быстрых нейтронов и кассета счетчиков для регистрации наведен-
ной гамма-активности. Продолжительность активации 20 с, время
выдержки после активации 3—4 с. Относительная средняя квадра-
тическая погрешность измерений составляет около 7 %. Примене-
ние установки для сортировки некондиционных руд позволяет
удалить из них 6,5 % забалансовых руд и пустых пород, в резуль-
тате чего содержание флюорита в обогащенной фракции повыша-
ется на 1,1—2,1 %. По качеству эта фракция соответствует товар-
ной руде и направляется на дальнейшую переработку.
В целом нейтронные методы крупнопорционной сортировки руд
в транспортных емкостях пока еще не нашли широкого примене-
ния на практике, аппаратура и методики их использования не
разработаны. Однако по своей физической сущности и достоинст-
вам именно нейтронные методы способны давать необходимую
информацию и надежные результаты при опробовании и сортиров-
ке руд в вагонетках и самосвалах, так как они обладают большой
глубинностью исследований, обеспечивающей представительность
и достоверность анализа. Поэтому нейтронные методы ядерной
геофизики следует рассматривать как важнейший резерв способов
сортировки руд в крупных порциях.
Высокая экспрессность — несомненное преимущество крупно-
порционной радиометрической сортировки. В современных усло-
виях, характеризующихся постоянно нарастающими темпами от-
работки месторождений за счет применения высокопроизводитель-
ной горной техники и оборудования, именно крупнопорционная
сортировка руд в транспортных емкостях способна решить задачи
предварительной концентрации. Поэтому она становится основой,
центром системы комплексного управления качеством руд.
181
Вместе с тем очевидным становится и присущий ей недостаток,,
о котором уже упоминалось выше. Речь идет о представительности
результатов радиометрического опробования транспортных емко-
стей, а следовательно, и об эффективности самого процесса сорти-
ровки. Радиометрическое опробование вагонеток и самосвалов
осуществляется по поверхностному слою засыпанной в них руды.
Насколько представительны этот слой и результат анализа для
всей емкости в целом, зависит от степени перемешивания и усред-
нения руды. Для перемешанных и усредненных руд этот резуль-
тат будет представительным, но эффективность сортировки таких
руд практически равна нулю. Наибольший эффект получается при
сортировке неперемешанных руд.
Обычно на месторождениях при внедрении радиометрической
крупнопорционной сортировки проводят специальные исследования
по изучению неравномерности оруденения в загруженных транс-
портных емкостях, на основании чего делают заключение о пред-
ставительности опробования поверхностного слоя, отсутствии се-
грегации и возможности сортировки. Как правило, результат
оценивается положительно, так как относительные средние квад-
ратические отклонения единичных измерений обычно не превыша-
ют 20—30 %. Несмотря на это, при массовом применении крупно-
порционной сортировки на месторождении потери металла могут*
оказаться весьма ощутимыми.
Рассмотрим в качестве примера результаты радиометрического
опробования руды в транспортных емкостях на двух комбинатах.
На первом комбинате по результатам рентгенорадиометриче-
ского опробования оловянных руд с поверхности 94 самосвалов
было осуществлено разделение исходной горной массы по содер-
жанию олова на три сорта: забалансовая (менее 0,2 %), бедная
(0,2—0,3 %) и кондиционная (более 0,3 %) руда. Правильность-
сортировки была проверена путем раскладки руды из каждого-
самосвала в слой с последующим опробованием ее по сети мелки-
ми порциями. Из табл. 4.16 видно, что в забалансовых рудах
оказалось до 11,6 % руды с содержанием олова выше 0,2 %, а в.
бедных рудах — до 17,6 % руды с содержанием олова ниже 0,2 %.
На втором комбинате товарную руду в самосвалах опробовали
гамма-гамма-методом на содержание свинца [38]. По результа-
там измерений исходную горную массу делили на два технологи-
ческих сорта: некондиционную (менее 0,6 % свинца) и кондици-
онную (более 0,6 % свинца).
В целях проверки достоверности сортировки было опробовано-
49 самосвалов с последующей раздельной переработкой руды
каждого самосвала на опытной обогатительной фабрике комбина-
та. Результаты показали, что в 14 случаях из 49 (около 30 %)
данные гамма-гамма-метода оказались неверными, в результате-
кондиционная руда была отправлена в отвал, а некондиционная
поступила на фабрику. Сопоставление данных гамма-гамма-мето-
да с результатами валового опробования показывает, что основ-
ными причинами ошибок являются неравномерность распределе-
182
Таблица 4.16
Результаты рентгенорадиометрической сортировки и опробования оловянных руд
в самосвалах (по В. Б. Юшко)
Показатели	Сорт руды (содержание олова, %)		
	Забалансовая «0,2)	Бедная (0,2-0,3)	Кондиционная (>0,3)
"Число самосвалов	53	32	4
•Среднее содержание олова, %	0,11	0,25	0,37
•Средняя квадратическая погреш- ность, %: абсолютная	0,057	0,033	0,054
относительная	52	13	14,5
♦Общее число порций	837	415	44
'Число (доля, %) порций с содержа- нием олова: меньше 0,2 %	740 (88,4)	73 (17,6)	1 (2,3)
больше 0,2 %	97 (11,6)	342 (82,4)	43 (97,7)
мия оруденения в транспортных емкостях, низкая селективность
тамма-гамма-метода и, как следствие этого, непредставительность
результатов гамма-гамма-опробования по поверхности руды, за-
груженной в вагонетку.
Ошибки и промахи крупнопорционной сортировки могут при-
водить к образованию в отвалах пустых пород и некондиционных
руд участков с обогащенной рудой. Поэтому полезным мероприя-
тием является ревизия отвалов в целях выявления таких участков
и вовлечения их в переработку. В настоящее время некоторые гор-
ные предприятия поступают именно таким образом, осуществляя
эту ревизию с помощью ядерно-физических площадных съемок по
выбранной сети наблюдений. Добытый из отвалов металл счита-
ется дополнительной продукцией предприятия, хотя по существу
это не что иное, как возврат потерь, допущенных при добыче и
‘сортировке.
Эффективность крупнопорционной сортировки может быть
значительно повышена, если горнорудную массу предварительно
раскладывать в слой на ленточном конвейере, подвергать анали-
зу, а затем загружать в транспортные емкости (рис. 4.10). В ре-
зультате вся рудная масса, загруженная в емкость, оказывается
опробованной, а полученные данные — достоверными и могут ис-
пользоваться для сортировки. Эффективность будет выше, если
на выходе ленты конвейера перед загрузочными бункерами поста-
вить исполнительный механизм, связанный с анализирующей аппа-
ратурой рудоконтролирующей станции. Тогда по результатам
опробования руды на ленте конвейера можно одновременно про-
изводить ее сортировку и загружать в вагонетки и самосвалы
руду заданного сорта. Преимущество такой системы опробования
183
б
3
Рис. 4.10. Крупнопорционная радиометрическая сортировка руд в транспорт-
ных емкостях с предварительной раскладкой исходной горной массы в слой на
движущейся ленте конвейера (а) и разделением ее на продукты обогащения
(б):
/ — накопительный бункер; 2 — лента конвейера; 3 — слой руды; -/ — датчик для ядерно-
физического опробования; 5 — измерительная аппаратура рудоконтролирующей станции;
6 — загрузочный бункер; 7 — транспортные емкости (самосвалы, вагонетки); 8 — исполни-
тельный механизм; 9 — блок управления исполнительным механизмом
заключается также и в том, что датчик, содержащий радиоактив-
ный источник, удален от обслуживающего персонала (в том числе
и от водителей самосвалов и электровозов) на безопасное расстоя-
ние, что в значительной мере облегчает соблюдение требований
техники безопасности при проведении таких работ.
Другой способ уменьшения потерь металла при крупнопорци-
онной сортировке — радиометрическая покусковая сепарация, пи-
танием которой служит горная масса, отсортированная как некон-
диционная при крупнопорционной сортировке в транспортных
емкостях.
Оценим применимость различных ядерно-физических методов
крупнопорционной сортировки руд черных, цветных и редких ме-
таллов, флюорита, фосфора и серы для промышленных месторож-
дений главных генетических типов. С этой целью рассмотрим по-
грешности рудосортировки. Случайную погрешность сортировки
можно представить как суперпозицию частных погрешностей.
В общем случае она зависит как от ядерно-физических свойств
руды, так и от применяемой технологии сортировки. Кроме того,
на погрешность сортировки влияют геологические характеристики
анализируемых рудных порций, в частности их контрастность.
Основные частные погрешности, слагающие общую погрешность
сортировки:
погрешность оЭф, обусловленная флуктуациями ядерно-физиче-
ских свойств руды;
погрешность стг, обусловленная изменением геометрических
условий измерений;
1'84
погрешность от, обусловленная распространением технологиче-
ского критерия, измеренного в массе mi на всю массу tn сортируе-
мой порции руды;
погрешность os, связанная с распространением технологическо-
го критерия, измеренного по поверхности куска руды, на весь его
объем;
аппаратурная погрешность аа измерений, связанная со стати-
стическим характером регистрируемых импульсов и нестабиль-
ностью работы аппаратуры;
погрешность оР, обусловленная неполнотой разделения порций
руды с помощью механических устройств;
погрешность огр, возникающая в результате неправильного
градуирования средств измерений.
Результирующая дисперсия сортировки представляет собой
сумму частных дисперсий случайных погрешностей:
о2 = оЭф2+пг2+щп2+аз2+аа2+ар2 + <Тгр2.
Основные источники погрешности сгЭф — наличие в руде элемен-
тов с близкими к анализируемому элементу ядерно-физическими
свойствами и текстурно-структурный фактор. Уменьшения этой по-
грешности можно достичь в результате обработки вторичных спек-
тров ионизирующего излучения, увеличения площади опробуемой
поверхности или объема руды, а также приближения условий
градуирования к условиям сортировки.
Погрешность ог связана с переменным расстоянием между по-
верхностью руды и датчиком или с переменной толщиной слоя
опробуемой руды (для нейтронных методов), а также с изменением
рельефа рудной поверхности, наличием на ней пыли и грязи и
рядом других факторов. Устранить влияние геометрического фак-
тора можно благодаря применению зондов специальных конструк-
ций (площадные зонды) и обработке вторичных спектров. Эффек-
тивно также применение методов, позволяющих определить зна-
чение мешающего геометрического фактора, например расстояния
ют датчика до опробуемой поверхности, толщины слоя руды и т. п.
Погрешность от состоит из двух частей: от', связанной со
статистическим характером распределения кусков с различным
значением технологического критерия на поверхности транспорт-
ной емкости, и от", связанной с несоответствием значения техно-
логического критерия на поверхности транспортной емкости его
среднему значению в объеме.
Погрешность от' пропорциональна вариациям технологического
критерия G в кусках руды на поверхности транспортной емкости
и обратно пропорциональна опробуемой площади руды:
(ст„/)2=== V2/(5/5o),
где V2 =	(Gi—G)2; Gi— значение технологического крите-
N (/)
рия в t-м куске руды; N — число опробуемых кусков руды; G —
среднее значение технологического критерия во всех опробуемых
185
кусках руды; S — опробуемая площадь поверхности руды в транс-
портной емкости; So — общая площадь поверхности руды в транс-
портной емкости.
Как видно из формулы, снижение от' может быть достигнуто
в результате увеличения S/So до 1.
Погрешность сгот" связана главным образом с геологической
неоднородностью оруденения, а иногда с условиями транспортиро-
вания, так как может возникать в результате сегрегации материа-
ла (систематическая погрешность). Вероятное значение вт" оце-
нивают по характеристикам неоднородности оруденения. Ее мож-
но снизить, изменив условия транспортирования, например, умень-
шив порции руды или изменив форму транспортных емкостей, а
также применив погрузку руды в транспортную емкость с по-
мощью конвейера, а не ковша экскаватора.
Погрешность ст$ пропорциональна площади поверхности куска
So и обратно пропорциональна площади поверхности измерений S:
as2 = O\/(S.S0).
При увеличении S/So до 1 величина os приближается к своему
предельному значению , которое зависит главным образом от
характера распределения минералов в объеме куска. Снизить зна-
чение можно за счет уменьшения размеров куска и увеличе-
ния глубинности применяемых методов опробования. Значение
<зЛ определяют путем сопоставления результатов измерений G;
по поверхности куска с результатами его определения в измель-
ченном материале того же куска.
Оценить погрешность представительности опробования в целом
можно также с помощью формулы
апр
Эта формула учитывает погрешность сокращения пробы от
массы т до массы пц при плотности руды q и размерах куска d.
Величина по характеризует дисперсию технологического критерия,
определенную по кускам руды. Переходя от масс к площадным и
линейным величинам, при опробовании всей поверхности порции:
руды получаем:
1	о ( 1	1 \10»3
— <зЛ/3----------
S 0	\h{	h
где S — площадь поверхности порции руды; hi — глубинность при-
меняемого ядерно-физического метода опробования; h — высота
порции руды (транспортной емкости). Выражение это позволяет
оценить погрешность представительности опробования с учетом
формы насыпки руды и глубинности опробования. При этом под
величиной d3 следует понимать объем частных проб массой Що>
по которым определялась дисперсия сто2 технологического крите-
рия в порциях руды.
186
Аппаратурная погрешность оа, как отмечено выше, обусловлена
статистической погрешностью измерений вы и погрешностью не-
стабильности работы аппаратуры оСт. Значение ее, определяемое
сопоставлением результатов первичных и повторных измерений на
градуировочной пробе в постоянных геометрических условиях, за-
висит как от вещественного состава руды, например наличия
элементов, создающих мешающее излучение, так и от окружающих
условий: температуры, влажности, вибраций и т. д.
Погрешность огр градуирования аппаратуры образуется в ре-
зультате несоответствия вещественного состава, текстурно-струк-
турных особенностей, геометрии опробования при измерениях
градуировочной пробы и реальных условий проведения сортиров-
ки. Это систематическая величина. Ее снижения достигают как
введением поправок, определенных за длительный промежуток
времени путем сопоставления результатов сортировки и, напри-
мер, результатов опробования на фабрике, так и совершенствова-
нием средств метрологического обеспечения и методик градуиро-
вания аппаратуры.
На основе анализа погрешностей сортировки для разработан-
ных в настоящее время аппаратуры промышленных типов, мето-
дики обработки вторичных спектров и методики измерений и гра-
дуирования оценен минимальный порог сортировки для промыш-
ленных месторождений, представляющий собой удвоенную погреш-
ность сортировки для порций руды массой 5—10 т, что приблизи-
тельно соответствует условиям сортировки вагонеток, автосамо-
свалов, порций руды на конвейере (табл. 4.17).
Данные, приведенные в табл. 4.17, дают общее представление
о возможностях ядерно-физических методов опробования для сор-
тировки добытых руд, так как в ней лишь частично проанализи-
рованы погрешности, обусловленные распространением результа-
тов исследования ограниченного объема руды ядерно-физическими
методами на весь объем, подлежащий сортировке. Вместе с тем
проводимые в СССР работы по созданию нового поколения рудо-
сортировочных станций свидетельствуют о том, что указанный в
таблице порог сортировки может быть снижен в 2—5 раз.
Анализ данных, приведенных в табл. 4.17, позволяет сделать
•следующие основные выводы.
Порог сортировки на основе ядерно-физических методов опробо-
вания в транспортных емкостях и в потоке после крупного дроб-
ления руд цветных и редких металлов для большинства типов
месторождений ниже минимальных промышленных содержаний.
Применение для целей сортировки глубинных нейтронных ме-
тодов позволит получить ряд преимуществ по сравнению с широко
распространенными гамма-методами: большой объем исследова-
ний, в десятки и сотни раз превышающий объем исследований
рентгенорадиометрическим методом; независимость результатов
измерений от загрязненности поверхности руды; уменьшение влия-
ния неровности поверхности руды за счет использования опробо-
187
Возможности применения радиометрических методов крупнопорционной сортировки
Таблица 4.17
Эле- мент	Формация	Промышленное содержание элемента, %		Метод (элемент)	Детектор (счетчик)	Параметр разделения	Глу- бин- ность, см	Основ- ной меша- ющий эле- мент	Эквива- лентная концентра- ция меша- ющего элемента, отн. ед.	Мини- мальный порог сорти- ровки , %	Примечание (особенности методики)
		Среднее	Мини- мальное								
Li	Гранитные пег- матиты	0,5—1	0,2—0,3	ннм НРМ	Гелиевый Литиевое стекло	П П	20—50 10—20	В	0,15	0,1—0,2 0,1—0,2	При содержа- нии В >0,5 % сортировка не- возможна
Be	Гранитные пег- матиты Бериллиенос- ные метасома- титы	0,02—0,1 0,1—0,5	0,02 0,05	'Г нм	Гелиевый	/Vht	5—10	—	—	0,01	—
В	Датолитовые скарны	2—4	0,5—1	НРМ	Гелиевый, литиевое стекло	Т]	10-20	—	—	0,1	—-♦
F	Флюоритовые жилы и залежи	30—50	10—20	СНАМ	Nal	/с(Е> >ЗМэВ)	5—10	—	—	0,5	—
Al	Бокситы	20—30	15	СНАМ	Nal	П	3-7	Si	0,02	0,5	Для определе- ния Si необхо- димо измерение с Ри—Be ис- точником
											
Si	—	—	—	СНАМ (Si, Al)	Nal
P	Апатиты, фос- фориты	10—20	5—10	СНАМ (фтор)	Nal
S	Самородная	5—20	3—5	СНГМ (S, Fe)	Nal
К	Калийные соли	10—30	3—8	ГМ	Nal
Ca	—	—	—	СНГМ (Ca, Fe)	Nal
Ti	Россыпи В ультраоснов- ных породах	5—30 10—30	2—3 5	СНГМ (Ti, Fe) ;РРМ	Nal Пропорцио- нальный
Cr	Линзы и жилы хромистых же- лезняков в уль- траосновных породах	30—60	20—30	СНГМ (Cr, Fe) PPM	Nal Пропорцио- нальный
Mn	Пласты в оса- дочных поро- дах	30-60	20—30	СНГМ (Mn, Fe) 1РРМ	Nal Пропорцио- нальный
п	3—7	А1	0,8	1—3	Необходим учет Al
n	3-7	—	—	1—3	—
/с	10—20	—	—	2—5	—И
/с	20-30	—	—	0,5	Необходим учет натрия
/с	10-20	Fe	0,5	2—5	—
/с	10-20	Fe	5	1—3	
					Необходимо
/с	0,05	—	—	0,5—1	определение магнетита
/с	10—20	Fe	5	3—5	Необходимо определение Fe
/с	0,05	Fe	2	0,5—1	
/с	10—20	Fe	5	3—5	Необходимо
/с	0,05	Fe	2	0,5—1	определение Fe
1490
Элемент	Формация	Промышленное содержание элемента, %		Метод (элемент)	Детектор (счетчик)
		Среднее	Мини- мальное		
Fe	Гематито-маг- нетитовые в железистых кварцитах Магнетито-ге- матитовые в известняках	30—60	20—30	СНГМ ммв РРМ	Nal Пропорцио- нальный
Со	Никель-ко- бальтовые	0,5—2Ni 0,5—2Со	0,1—0,2	СНГМ (Fe, Ni, Со, Си) НРМ (Со) РРМ	Nal, ППД Г елиевый, литиевое стекло Пропорцио- нальный
				РРМ	ППД (Si)
				ГГМ	Nal
Ni	Медно-никеле- вые	0,5—2Ni 0,5—2Cu	0,2—0,3	СНГМ	Nal, ППД (Ge)
Продолжение табл. 4.1?
Параметр разделения	Глу- бин- ность, см	Основ- ной меша- ющий эле- мент	Эквива- лентная концентра- ция ме- шающего элемента, отн. ед.	Мини- мальный порог сорти- ровки, %	Примечание (особенности методики)
/с	10—20	—	—	0,5—1	Необходимо ъпределение магнетита
X	20—30	—	—	0,5—1	—
/с	0,05	—	—	0,5—1	—
/с	20—30	Fe Си Ni	0,5 (Na J) 0,2 (ППД)	0,2 Со 0,05 Си 0,05 Ni	—
п	10—20	—	—	0,05 Со	—
/с	0,1	Fe Си Ni	0,8 0,5 0,6	0,2 Со 0,2 Си 0,2 Ni	Измерения в 4 областях спектра
/с	0,1	Fe Си Ni	0,2 0,05 0,1	0,05 Со 0,05 Си 0,01 Ni	—
п	2—5	Fe (пи- рит) С	1,0	1 (Ni+ + Со)	Разделение руд на сорта
/с	20—30		м. Со	0,2 (Ni + + Со) 0,05 Ni 0,05 Си	—-
				РРМ	Пропорцио- нальный ППД (Si)	/с
Cu	Медистые пес- чаники Меднопорфи- ровые Медноколче- данные	0,п—п,0	0,3—0,5	енгм (Fe, Си) РРМ	NaJ ППД (Ge) Пропорци- ональный ППД (Si)	/с /с
Zn, Pb	Свинцово-цин- ковые	n,0(Zn + + РЬ + + Си)	0,2 РЬ	ггм НРМ (Zn->Cd) РРМ (Fe, Zn, Pb, Си)	Nal Гелиевый Пропорци- ональный ППД (Si)	о П /с 1с
As	Арсенопири- товая Медно-мышья- ковая	п,0 0,1—0,5	0,п 0,1	РРМ НРМ	Пропорци- ональный Литиевое стекло	/с о
Rb	Гранитные пег- матиты, около- пегматитовые метасоматиты	0,и	0,1	РРМ	Пропорци- ональный	о
	0,1	См. Co		Cm. Co	—
	20—30 0,1	Fe Fe Fe Fe	0,5 0,2 0,6 0,2	0,2 0,05 0,2 0,05	—•
	2—5 10—20 0,1 0,1	Ba Fe Fe	0,3 0,« Zn 0,2	0,3— 0,5 Pb 0,3 Zn 0,3 Zn 0,2 Pb 0,3 Cu 0,05 Zn 0,2 Pb 0,05 Cu	В свинцово-ба- ритовых рудах сортировка за- труднена Измерение в 4 областях спектра
	0,n 10-20	Cu Cu	0,2 0,2	0,1 0,n	—•
	0,n	—	—	0,05	—
Элемент	Формация	Промышленное содержание элемента, %		Метод (элемент)	Детектор (счетчик)
		Среднее	Мини- мальное		
Sr	Тела замеще- ния с целести- ном	До 40	П,0	ГГМ PPM НРМ	Nal Пропорцио- нальный Литиевое стекло
TRy	Щелочные гра- ниты	0,3—0,5	0,1	РРМ ннм НРМ	Пропорцио- нальный Гелиевый Гелиевый
TRj,	Анкеритовыс карбонатиты	1—5	0,я	РРМ ннм НРМ	Пропорцио- нальный Гелиевый Гелиевый
Zr	Бадделеитовые жилы	10—30	1-5	РРМ ГГМ НРМ (Hf)	Пропорцио- нальный Nal Гелиевый
Nb	Карбонатиты	0,2—0,8	0,1	PPM	Пропорцио- нальный
					
Продолжение табл. 4.17
Параметр разделения	Глу- бин- ность, см	Основ- ной мешаю- щий эле- мент	Эквива- лентная концентра- ция ме- шающего элемента, отн. ед.	Мини- мальный порог сорти- ровки, %	Примечание (особенности методики}
П	2—5	—	—	1—5	
П	0,п			0,05	—
П	10—20			0,5—1	
П	0,п	—	—	0,1	НРМ, возможно раздельное оп-
П	20—50			0,05	ределение TR
П	10-20			0,05	
П	0,п	Ва	0.5TR	0,1	
П	20—50	—	—	0,05	—w
•1	10-20	—	—	0,02	
	0,п		0,5	0,1	
П	2-5	Sr	1,0	п,0	—
	10—20		—	0,5	
1с	0,п	Sr	0,3	0,1	—
			0,1	0,05	Пики вылета
					
13 Зак. 283
Мо		Скарновые, грейзеновые, кварц-молиб- денит-серици- товая, кварц- молибденит- халькопирит- серицитовая	0,п	0,1	РРМ	Пропорцио- нальный	П
Ag Sn		Серебряно-по- лиметалличе- ская Серебряная	100— 200 г/т 200— 500 г/т	30— 50 г/т 50— 100 г/т	РРМ НРМ РРМ НРМ	Пропорцио- нальный ППД Гелиевый Пропорцио- нальный ППД Гелиевый	П П П П П П
		Сульфидно- касситеритовая	0,3—0,8	0,1	РРМ	Пропорцио- нальный ППД	П П
Sb		Пластовая, гид- ротермальная, жильная, шток- верковая	2—5	0,5	РРМ ггм НРМ	Пропорцио- нальный Nal Гелиевый	п п п
Cs		Пегматиты, околопетмати- товые метасо- матиты	0,2—0,6	0,1	РРМ НРМ	Пропорцио- нальный Гелиевый	’1
	0,n	—	—	0,05	—-
	0,n	Cd	0,8	—	Разделение не- возможно
	0,n	Cd	0,1	50 г/т	
	10—20	—	—	50 г/т	
	0,n	—	—	50 г/т	—
	0,n	—	—	30 г/т	
	10-20	—-	—	50 г/т	
	O,n	Sb	0,8	0,1	—
	—	—	—	0,05	
	O.n	—	—	0,1	
	2-5	Ba	1,0	1—2	—
	10—2(	—	—	0,05	
	0,n	Ba	0,8	0,1	
	10—20	—	—	0,05	
Продолжение табл. 4.17
Элемент	Формация	Промышленное содержание элемента, %		Метод (элемент)	Детектор (счетчик)	Параметр разделения	Глу- бин- ность, см	Основ- ной мешаю- щий эле- мент	Эквива- лентная концентра- ция ме- шающего элемента, отн. ед.	Мини- мальный порог сорти- ровки, %	Примечание (особенности методики)
		Среднее	Мини- мальное								
Ва	Гидротермаль- ные и осадоч- ные, баритовые Полиметалли- ческая	10—40 5—20	—	ГГМ РРМ ГГМ	Nal Пропорцио- нальный Nal	П П П	2-5 0,п 2-5	РЬ	3	1 0,п 2—5	—
Та	Гранитные пег- матиты	0,02—0,05	0,01	НРМ	Гелиевый	П	10—20	—	—	0,01	—
W	Скарновые Жильные	0,01—0,5 0,5—3	0,1 0,2	РРМ НРМ	Пропорцио- нальный ППД Г елиевый		1-2 1—2 10-20	—	—	0,2—0,3 0,05 0,05	—
Hg	Кварц-дикки- товая, карбо- натная, листве- нитовая	0,2 -0,5	0,05—0,1	СНГМ РРМ	Nal ППД (Ge) Nal ППД (Si)		20—30 1-2	Fe	—	0,1 0,05 0,2—0,3 0,1	—
Примечание. ППД — полупроводниковый детектор; Г] — спектральное, резонансное отношение, спектральная разность; х — магнит-
ная восприимчивость; /с—решение системы уравнений; Л/нт — скорость счета надтепловых нейтронов; п, 0 — единицы; 0, п — доли единицы;
ГГМ — гамма-гамма-метод; ННМ — нейтронно-нейтронный метод; НРМ — нейтронно-резонансный метод; ГНМ — гамма-нейтроиный метод;
СНАМ — спектрометрический нейтронно-активационный метод; ГМ — гамма-метод; СНГМ — спектрометрический нейтронный гамма-метод;
РРМ — рентгенорадиометрический метод; ММВ - метод магнитной восприимчивости.
вания через стальные стенки транспортной емкости; возможность
проведения исследований через ленту конвейера.
Комплексирование нейтронных и гамма-методов позволит улуч-
шить показатели сортировки руд цветных и редких металлов,
уменьшить ее погрешности, повысить достоверность и точность
сортировки. Оно открывает возможности формированию техноло-
гических сортов руд, отличающихся показателями и технологией
обогащения.
Рассмотрим сортировку руд по технологическим сортам более
подробно. Как показано в гл. 2, для целого ряда месторождений
показатели извлечения можно связать со следующими парамет-
рами:
содержание основных рудных компонентов;
содержание попутных компонентов и вредных примесей;
содержание породообразующих элементов;
минеральный состав руд (особенности труднофлотируемых ми-
нералов) ;
крупность минеральных зерен — структура и текстура руд;
количество руд из зон дроблений и тектонических нарушений;
степень окисленности руд.
Основные методы определения содержания в руде рудных ком-
понентов, попутных компонентов и вредных примесей — рентгено-
радиометрический и нейтронно-резонансный (см. табл. 4.17). Со-
держание породообразующих элементов в руде определяют глав-
ным образом нейтронными методами: нейтронным гамма- для
кальция, железа, серы; нейтронно-активационным для алюминия
и кремния; нейтрон-нейтронным для определения бора и воды.
Для определения содержания калия в руде используют метод
естественной радиоактивности.
Минеральный состав руд можно оценить на основе комплекса
рентгенорадиометрического и рентгенолюминесцентного методов,
я также методов магнитной восприимчивости (для определения
содержаний магнитных минералов) и нейтронно-активационного
(для флюорита). Крупность минеральных вкраплений, структуру
и текстуру руд определяют, главным образом, рентгенорадиомет-
рическим и нейтронно-резонансным методом с использованием
источников различных энергий. Для определения структуры руд
можно использовать ее корреляцию с породообразующими и руд-
ными минералами. Руды из зон дроблений и тектонических нару-
шений отличаются повышенной влажностью и пониженной плот-
ностью, поэтому для их идентификации используют комплекс
нейтрон-нейтронного метода определения водорода и плотностного
гамма-гамма-метода. Степень окисленности руд можно оценить,
определив их плотность и влажность (пористость), а также соот-
ношение между основными компонентами и минеральными при-
месями (например, цинком и кадмием в свинцово-цинковых рудах,
медью и серебром в медных рудах) на основе комплекса рентге-
норадиометрического и нейтронно-резонансного методов. При
определении степени окисленности железных руд комплексируют
13*	195
метод магнитной восприимчивости и спектрометрический нейтрон-
ный гамма-метод.
Развитие этого нового направления рудоподготовки открывает
широкие возможности управления качеством добываемых руд и
процессами извлечения из них минералов и элементов.
Для реализации возможностей сортировки руд по технологи-
ческим параметрам создается аппаратура, позволяющая приме-
нить комплекс ядерно-физических методов.
4.5.	Мелкопорционная сортировка и сепарация
В мировой практике радиометрическую сепарацию применяют
для переработки урановых, бериллиевых, медно-никелевых и по-
лиметаллических руд, бокситов, редкометалльных пегматитов,
кварцевого, керамического, флюоритового и алмазосодержащего
сырья. Разработаны и внедряются рентгено-радиометрические, фо-
тометрические, радиорезонансные, рентгенолюминесцентные, тер-
моэлектрические сепараторы. Изучается эффективность примене-
ния покускового и мелкопорционного обогащения руд в тех-
нологических схемах, определяется место сепарации в цепи
технологического процесса, отрабатываются принципиальные во-
просы методики.
Основной недостаток покускового и мелкопорционного обога-
щения руд — невысокая производительность этого процесса, кото-
рая в условиях все возрастающих темпов отработки месторожде-
ний не в состоянии обеспечить контроль всего потока добываемой
горной массы. В зависимости от крупности кусков руды, подавае-
мой на исследование, производительность сепараторов колеблется
от 5 до 15 т/ч, причем наибольшая производительность достигает-
ся при обогащении крупнокусковых классов (75—150 мм), когда
эффективность методов сепарации наименьшая из-за неполного
раскрытия породы и руды после крупного или среднего дробления.
Производительность установок мелкопорционной сортировки, осу-
ществляющей разделение исходной горной массы мелкими порция-
ми по 2—5 кг, несколько выше (до 20—25 т/ч), но эффективность
их значительно ниже, чем сепараторов, в которых каждый кусок
подвергается обследованию.
Создание сепарационных цехов на крупных предприятиях в
целях переработки всей массы добываемой руды сопряжено с
большими капитальными затратами и на первом этапе внедрения
сепарации, по-видимому, нерентабельно. В связи с этим использо-
вание радиометрической сепарации и мелкопорционной сортиров-
ки предполагается первоначально на таких участках горных ра-
бот, где недостаток этого процесса, заключающийся в его невысо-
кой производительности, был бы сведен до минимума. Для дейст-
вующих предприятий это прежде всего отвалы забалансовых руд
прошлых лет отработки и некондиционные руды, отбракованные в
процессе крупнопорционной сортировки транспортных емкостей и
потоков. Оба эти объекта представляют собой источники получе-
196
Таблица 4.18
Результаты (%) радиорезонансной сепарации
Показатель	Исходный продукт		
	Балансовая руда	Забалансовая руда	Отвалы
Содержание Со: в исходном продукте	0,17	0,11	0,09
в концентрате	1,11 — 1,16	0,43	0,34
в отвальной фракции	0,037—0,045	0,037	0,036
Выход концентрата	11,5	18	18
Извлечение Со в концентрат	76,5—80,5	70,4	68
ния дополнительной продукции. Весьма показательны в этом от-
ношении полупромышленные испытания радиорезонансного сепа-
ратора на одном из комбинатов, проведенные НПО «Сибцветмет-
автоматика» совместно с ВИМСом.
Радиорезонансный сепаратор имеет четыре канала (ручья)
для сортировки руд крупностью 25—50 мм и обеспечивает про-
изводительность 12—15 т/ч. Для распознавания рудных и безруд-
ных кусков по их электрическим и магнитным свойствам исполь-
зуется индуктивный датчик. Предприятие, на котором испытывали
сепаратор, отрабатывает сульфидно-кобальтовые руды. Руды ме-
сторождения являются весьма благоприятным объектом для по-
кусковой радиорезонансной сепарации: показатель контрастности
руд по содержанию кобальта выше 1,6, теоретический выход от-
вальной фракции достигает 90 %. В процессе испытаний были
исследованы первичные балансовые и забалансовые руды, а также
некондиционные отвалы прошлых лет отработки (табл. 4.18).
Во всех случаях отвальная фракция, выход которой составил
82—88 %, имеет содержание кобальта ниже, чем хвосты фабрич-
ной флотации, а содержание кобальта в обогащенном продукте не
ниже, чем в кондиционной руде, подаваемой на фабрику.
Особый интерес представляет получение с помощью радиоре-
зонансной сепарации полноценных кондиционных обогащенных
продуктов из отвалов прошлых лет отработки и некондиционных
руд текущей добычи. Применение радиорезонансной сепарации на
этих участках расширяет сырьевую базу предприятия и увеличи-
вает выпуск продукции за счет снижения потерь при добыче и по-
вышения качества сырья, поступающего на гидрометаллургиче-
скую переработку.
Таким образом, на первом этапе внедрения радиометрической
сепарации наибольшая эффективность ее достигается не на круп-
ных промышленных объектах, где требуется большое количество
сепараторов, а на предприятиях сравнительно небольшой мощно-
сти, когда два-три сепаратора коренным образом меняют техно-
логию переработки добываемых руд в сторону ее улучшения со
197
значительным для предприятия экономическим эффектом. Поэто-
му такие предприятия должны стать первоочередными объектами
внедрения радиометрических сепараторов и новой технологии пе-
реработки руд.
Заслуживают внимания результаты испытаний рентгенорадио-
метрического сепаратора на одном из оловорудных месторожде-
ний [20, 21, 24, 46]. В сепараторе применены полупроводниковый
детектор, охлаждаемый с помощью жидкого азота, и четыре
источника 241Ат, размещаемые симметрично вокруг детектора в
•свинцовых коллиматорах. Площадь чувствительной поверхности
кремниевого полупроводникового детектора составляет 250 мм2.
Хорошее энергетическое разрешение его позволяет выделить ана-
литическую A-линию олова на фоне мешающих излучений и обес-
печить отделение отвальной фракции с содержанием олова не
выше 0,05 %. Сепаратор позволяет вести сортировку в покусковом
и в мелкопорционном режиме как при свободном падении кусков,
так и на конвейерной ленте. Скорость движения кусков в зоне
измерения при свободном падении около 3 м/с, на ленте конвейера
1 м/с. Производительность сепаратора невысокая, она зависит от
размера порций или крупности сортируемого материала. При по-
кусковой сортировке классов 60—100 и 100—200 мм средняя про-
изводительность сепаратора составляет 5—8 т/ч, а при мелкопор-
ционной сортировке — до 15 т/ч.
При сепарации технологических проб руды из эксперименталь-
ного блока отработки с содержанием олова 0,13—0,22 % получена
•отвальная фракция с содержанием олова 0,06—0,07 % и обога-
щенный продукт, в котором содержание олова в 2—3 раза выше
исходного. Выход отвальной фракции в зависимости от класса
гкрупности исходной рудной массы (60—200 мм) составлял от 50
до 80 %. Из-за низкой производительности покусковую сепарацию
и мелкопорционную сортировку, несмотря на высокие технологи-
ческие показатели разделения, планируется применять не для
всей добываемой рудной массы, а только для той ее части, кото-
рая при крупнопорционной сортировке транспортных емкостей
.выделяется как некондиционная.
Разработка и широкое внедрение радиометрических сепарато-
ров поднимают значение опытно-методических работ по изучению
и исследованию обогатимости руд с применением радиометрии и
:ядерной геофизики. Эти исследования — методическая основа ра-
диометрической сепарации и сортировки. Их цели и направлен-
ность изменились. Ранее работы такого рода в значительной сте-
пени преследовали цель — на основе изучения обогатимости руд
показать возможность извлечения из них полезных компонентов
при добыче и обогащении. Такие сведения необходимы при сдаче
месторождений в эксплуатацию после проведения подсчета запа-
сов. Теперь задача и цель опытно-методических исследований по
^изучению обогатимости руд заключается в разработке рациональ-
ных и экономически рентабельных методик и схем обогащения
руд, обеспечивающих получение определенных технологических
-198
показателей по извлечению, производительности и качеству конеч-
ной продукции предприятия. Поэтому исследование обогатимости?
руд радиометрическими и ядерно-физическими методами дополня-
ется, как правило, опытной флотацией полученных продуктов обо-
гащения, что позволяет более полно оценивать влияние радиомет-
рической предконцентрации на технологию обогатительных про-
цессов.
Отметим, что в связи с возросшими требованиями к степени
комплексности использования минерального сырья и разработкой
безотходных технологий в значительной мере возрос интерес к
методам радиометрического и ядерно-физического обогащения и.
в первую очередь к таким, которые используют прямые раздели-
тельные признаки, непосредственно связанные с полезными компо-
нентами руд. В связи с этим пристальное внимание исследователей
приковано к рентгенорадиометрическому методу и его возможно-
стям при сепарации руд. Этот метод, отличающийся высокой
эффективностью и разрешающей способностью, получил широкое-
развитие в обогащении за последние 10 лет благодаря работам:
ВИМСа и некоторых других организаций, разработавших ряд.
практических методик его реализации в сепарационном процессе..
Обстоятельный обзор и анализ сегодняшнего состояния радиомет-
рического обогащения, в том числе и рентгенорадиометрической'
сепарации, приводится в работах [27, 35]. Не повторяя этого ма-
териала в деталях, попробуем дать ему оценку в свете новых
задач и требований, изложенных выше, и наметить новые пути и
возможности в создании практических методик реализации рент-
генорадиометрии в сепарационном процессе.
Наиболее успешным оказалось применение рентгенорадиомет-
рического метода при сепарации однокомпонентных руд, в част-
ности оловосодержащих, когда полезным промышленным элемен-
том является только олово. Здесь с помощью сепарации удается-
разделить поток горнорудной массы на хвосты, выход которых
достигает 60—80 %, и концентрат, обогащенный оловом настоль-
ко, что дальнейшая его переработка возможна в некоторых слу-
чаях даже посредством фьюмингования [27]. Однако число пред-
приятий, отрабатывающих монометаллические месторождения*,
весьма ограничено. Руды большинства полиметаллических и ред-
кометалльных месторождений комплексные и содержат не один, а
несколько полезных ископаемых. При обогащении таких руд с
использованием рентгенорадиометрического метода возникают
трудности, снижающие эффективность его применения. Причина-
их кроется чаще всего в неполном использовании методических
возможностей, заложенных в самой физической сущности метода
и в технических средствах, которые используются для его реали-
зации.
Одна из наиболее распространенных методик основана на
использовании корреляционных связей между определяемым эле-
ментом и остальными полезными компонентами руды. Такую ме-
тодику используют, например, при обогащении золото-мышьяко-
199)
вых руд, где отмечается тесная ассоциация золота с мышьяком,
который можно легко определить рентгенорадиометрическим ме-
тодом [28]. Однако корреляционные связи между рудными ком-
понентами, обычно наблюдаемые в первичных рудах, сравнитель-
но устойчивы лишь в условиях естественного залегания и харак-
терны для отдельных рудных тел или месторождений в целом.
Было бы весьма наивно рассчитывать на то, что по мере
добычи, транспортирования, дробления и перемешивания руды в
ней сохраняются те корреляционные связи, которые отмечались в
коренном залегании. При разрушении рудных тел нарушаются и
теряются корреляционные связи между элементами, так как исче-
зают их природно-генетические ассоциации. Исключение составля-
ют те сравнительно редкие случаи, когда два или несколько эле-
ментов представлены одной минеральной формой или же когда
один из элементов является изоморфной примесью другого, обра-
зующего основной рудный минерал.
Корреляционная связь между золотом и мышьяком для золо-
то-мышьяковых руд в коренном залегании устойчива и характери-
зуется определенным количественным соотношением, которое, од-
нако, изменяется во вторичных ореолах или в отдельных рудных
кусках, т. е. корреляционная связь нарушается при разрушении
рудных тел. При исследовании таких руд на обогатимость наблю-
дается так называемая [28] «пороговая корреляция», сущность
которой состоит в том, что золото встречается только в кусках,
обогащенных мышьяком, но мышьяковое оруденение не всегда
ассоциирует с золотом, вследствие чего сколько-нибудь определен-
ного количественного соотношения между этими элементами не
наблюдается. Тем не менее такой «пороговой корреляции» доста-
точно для эффективной покусковой рентгенорадиометрической се-
парации этих руд: в обогащенный продукт извлекается около
80—90 % золота, при этом содержание в нем золота повышается
в 2—4 раза, а выход отвальной фракции с забалансовым содер-
жанием золота составляет 40—75 %.
Приведенные данные служат примером сравнительно удачного
использования корреляционных связей между элементами при
создании методик для сепарации руд. Но в целом подобные мето-
дики имеют низкую надежность, ограниченную область примене-
ния и требуют постоянного и пристального аналитического конт-
роля за составом перерабатываемой руды.
Рассмотрим результаты рентгенолюминесцентного обогащения
комплексных шеелито-молибденитовых руд одного из месторожде-
ний (табл. 4.19). Разделение рудной пробы осуществлялось по
люминесценции шеелита и молибдошеелита, возникающей в рент-
геновских лучах. Выделенные продукты были подвергнуты опыт-
ной флотации в лабораторных условиях.
Приведенные результаты показывают, что сепарация руды на
основе рентгенолюминесценции шеелита сопряжена с высокими
потерями молибдена, недопустимыми для технологического про-
цесса. Причина потерь — отсутствие устойчивых корреляционных
200
Таблица 4.19
Результаты (%) рентгенолюминесцентной сепарации и флотации комплексной
вольфрамо-молибденовой руды (по данным В. В. Новикова и Ю. В. Герасимова)
Продукт разделения
Показатель	Исходный	Обогащенный	Отвальный
Выход	100	30	70
Содержание: wo3	0,2	0,57	0,041
Мо	0,065	0,084	0,057
Извлечение: сепарация wo3	100	85,6	14,4
Мо	100	38,7	61,3
флотация WO3	88,7	91,0	65,0
Мо	90,8	82,2	91,8
сквозное WO3	88,7	77,9	9,36
Мо	90,8	31,8	56,3
связей между содержаниями молибдена и вольфрамсодержащих
люминесцирующих минералов. Потери триоксида вольфрама в
отвальном продукте составляют 14,4 %, а молибдена — 61,3%,
причем молибден представлен в основном хорошо извлекаемой
при флотации формой — молибденитом, извлечение которого при
флотации составляет 91,8 %.
Приведенный пример может служить иллюстрацией низкой
эффективности радиометрических методов и методик обогащения
руд, не учитывающих комплексность оруденения. Методика радио-
метрического обогащения комплексных руд должна базироваться
не на сомнительных корреляционных связях, которые отсутствуют
в товарной руде, поступающей на обогатительную фабрику, а на
прямых определениях всех ценных компонентов, входящих в со-
став руды. Однако в этих случаях процесс радиометрической се-
парации становится многостадиальным. Число стадий в нем опре-
деляется числом полезных компонентов в руде, причем исходным
материалом каждой последующей стадии является отвальная
фракция предыдущей.
Многостадиальные схемы предварительного обогащения комп-
лексных руд с применением радиометрических методов предложе-
ны и исследованы ВИМСом [35, 37]. Они являются примером
последовательного комплексирования радиометрических и ядерно-
физических методов в целях решения технологических задач на
стадии предварительной концентрации руд.
В работе [36] описана технологическая схема разделения ком-
плексной сульфидно-шеелитовой руды на две технологические
разновидности, каждую из которых в дальнейшем обогащают по
201
'Оловянный
продукт
Исходная руда
( —150 мм)
Г рохочение
—150+10 мм
стадия (РРМ на Sn)
II стадия (РЛС на'флюорит)
—10 мм
III стадия (РРМ на Sn)
IV стадия (РРМ на W)
Флюоритовый
продукт
Отвальная
фракция
Оловянно-
вольфрамовый
продукт
Рис. 4.11. Схема многостадиальной радиометрической сепарации комплексных
юловянно-вольфрамо-флюоритовых руд (по В. А. Лилееву, Э. Г. Литвинцеву)
«своей собственной схеме. В схему введены две стадии радиомет-
рического обогащения исходной руды — радиорезонансного и рент-
генолюминесцентного. С помощью радиорезонансного метода руду
.делят на сульфидно-шеелитовую, в которой тонковкрапленный
шеелит тесно ассоциирует с сульфидами, и силикатно-шеелитовую,
в которой практически нет сульфидов, а шеелит представлен в
виде крупнокристаллических выделений. Первую разновидность
•сульфидно-шеелитового состава направляют на флотационное обо-
гащение, а вторую — силикатно-шеелитовую — на рентгенолюми-
несцентную сепарацию, в результате которой из нее выделяют
шеелитовый высококачественный концентрат и отвальную фрак-
цию. 'Основное достоинство такой схемы, определяющее ее рента-
бельность, — возможность получения высококачественного шеели-
тового концентрата.
Для обогащения оловянно-вольфрамо-флюоритовых руд была
«использована весьма сложная многостадиальная схема (рис. 4.11),
состоящая из четырех стадий радиометрической сепарации, в трех
«из которых применен рентгенорадиометрический метод (РРМ)
.для выделения оловянных и вольфрамовых руд в обогащенный
продукт, а на одной стадии — рентгенолюминесцентная сепарация
(РЛС) для выделения флюорита [27]. В результате (табл. 4.20)
получена отвальная фракция с содержанием полезных компонен-
тов на уровне флотационных хвостов обогатительной фабрики.
Несмотря на, казалось бы, удовлетворительные результаты,
практическая возможность реализации такой схемы на горных
предприятиях весьма сомнительна, если учесть фактическую про-
изводительность сепарации. Кроме того, обращают на себя вни-
мание результаты II стадии, где применена рентгенолюминесцент-
202
Таблица 4.20
Технологические показатели (%) радиометрической сепарации комплексных
оловянно-вольфрамо-флюоритовых руд [27]
Показатель	Продукт разделения			
	Оловянный	Флюоритовый	Оловянно- вольфрамовый	Отвальный
Выход	1,6	5,8	55,0	37,6
Содержание:				
Sn	15,25	0,47	0,47	0,038
WO3	1,22	0,36	0,43	0,036.
CaF2	4,3	18,7	2,6	1,1
Извлечение:				
Sn	44,6	5,0	47,8	2,6
WO3	6,7	7,1	81,6	4,6
CaF2	2,3	36,3	47,6	13,8
ная сепарация для выделения флюорита. Полученный флюорито-
вый продукт с весьма низким содержанием флюорита и сравни-
тельно высоким олова и вольфрама требует дальнейшего разде-
ления. Выход его настолько мал, что введение в схему обогаще-
ния II стадии для его выделения явно нерентабельно. Основная
масса полезных компонентов концентрируется в коллективном1
оловянно-вольфрамовом продукте, полученном в III и IV стадиях:
рентгенорадиометрической сепарации.
Низкая производительность — основной недостаток многоста-
диальных схем обогащения, препятствующий их широкому приме-
нению в производственной практике. Между тем при использова-
нии традиционных способов обогащения комплексных руд конеч-
ным продуктом является коллективный концентрат, в который
извлекаются все полезные компоненты. Рентгенорадиометрический;
метод позволяет реализовать аналогичную схему переработки
комплексных руд при условии перехода от однокомпонентных,
определений к многокомпонентным [22, 33].
Целесообразность подобных определений показана в работах
[10, 21], где предлагается производить разбраковку кусков руд-
ной массы на руду и породу по результатам одновременного
определения в них всех полезных компонентов. По мнению авто-
ров работы [21], такие измерения следует проводить с помощью
многоканального гамма-спектрометра с высоким энергетическим
разрешением. При этом каждому элементу в спектрометре соответ-
ствует свой канал, в котором регистрируется поток его характери-
стического рентгеновского излучения, возбуждаемого с помощью
рентгеновской трубки. Результаты измерений обрабатываются па
заданным программам микропроцессором или ЭВМ, которые свя-
заны с исполнительным механизмом, осуществляющим разделение
потока горной массы на руду и породу. Таким образом, при дан-
203
ном способе каждый элемент комплексной руды определяют одно-
временно с другими, но независимо от них, так как каждому эле-
менту соответствует свой узкий интервал вторичного энергетиче-
ского спектра, в котором находится его аналитическая линия.
Недостатки и трудности таких измерений заключаются в
сравнительно низкой чувствительности определений каждого эле-
мента в отдельности из-за невысоких скоростей счета в узких
энергетических интервалах спектра и больших статистических
погрешностей их измерений, а также в необходимости разделения
элементов с близкими (соседними) атомными номерами. В настоя-
щее время технические трудности подобных измерений не преодо-
лены даже при использовании полупроводниковых детекторов,
ЭВМ, рентгеновских трубок с интенсивными потоками первичного
излучения и многоканальных анализаторов.
Авторы работы [21] отмечают, что условия измерений, в част-
ности при покусковой сепарации, соответствуют предельным для
рентгенорадиометрического метода по быстродействию и слож-
ным геометрическим условиям, так что практическая возможность
реализации такой методики при сепарации руд весьма ограничена
и не выходит еще за пределы лабораторного эксперимента. В то
же время, если к быстродействию не предъявляется особо жестких
требований при реализации метода, как, например, при крупно-
порционной сортировке руд в транспортных емкостях, то подоб-
ные методики могут быть успешно применены. Например, на Са-
донском ГОКе сортировка полиметаллических руд в вагонетках
и самосвалах производится с помощью рентгенорадиометрическо-
го метода по трем элементам: свинцу, цинку и железу, причем
используется спектрометрическая аппаратура с пропорциональны-
ми счетчиками и радиоизотопные источники 109Cd [50].
Вместе с тем существуют способы реализации рентгенорадио-
метрического метода, не предъявляющие особых требований к ре-
гистрирующей аппаратуре и в то же время обладающие высокой
эффективностью. К их числу относится методика рентгенорадио-
медрических поисков ореолов рассеяния по сумме халькофильных
элементов [12], которая реализуется с помощью серийной аппа-
ратуры РРК-103, имеющей в своем комплекте датчик с пропорци-
ональным ксеноновым счетчиком, энергетическое разрешение кото-
рого в области 10—20 кэВ около 20 %, и стандартными ампуль-
ными радиоизотопными источниками 109Cd активностью около
370 МБк. Аналитическим параметром служит скорость счета в
интервале вторичного спектра 7,5—12,5 кэВ, куда попадают линии
характеристического изучения основных халькофильных элементов
(меди, цинка, свинца, мышьяка, вольфрама и др.). Вклад меша-
ющего элемента — железа — минимален, и им можно пренебречь.
Нечто подобное предлагал и Ю. О. Федоров для сепарации
полиметаллических руд [28], но осуществить эту методику в ши-
роких масштабах ему не удалось главным образом из-за высокого
содержания железа и сравнительно низкого энергетического раз-
решения счетчиков, не позволивших добиться удовлетворительного
204
разделения аналитических линий железа и полезных компонентов
полиметаллических руд (свинца, цинка и меди).
Однако этим методические возможности рентгенорадиометриче-
ского анализа не исчерпываются, а улучшение спектрометриче-
ских характеристик регистрирующей аппаратуры — не единствен-
ный путь их реализации. Предложенные сравнительно недавно
новые способы рентгенорадиометрического анализа [42] позволя-
ют осуществить раздельное определение элементов с близкими и
соседними атомными номерами в комплексных многокомпонент-
ных рудах с помощью двухканальной серийной аппаратуры, в ко-
торой в качестве детекторов используются пропорциональные
счетчики.
Общий принцип таких методик состоит в том, что во вторичном
спектре выбирают два энергетических интервала, границы кото-
рых устанавливают с учетом амплитудного распределения анали-
тических линий определяемых и мешающих элементов. Первый
интервал выбирают таким образом, чтобы в него полностью вхо-
дили амплитудные распределения аналитических линий одного
или всех определяемых элементов. При этом из-за недостаточного
энергетического разрешения детектора в этот же интервал может
попасть часть амплитудного распределения линии мешающего
элемента. Ее вклад учитывают с помощью второго интервала, ко-
торый выбирают во вторичном спектре по другую сторону от мак-
симума линии мешающего элемента с таким расчетом, чтобы
площади частей амплитудного распределения этой линии в пер-
вом и втором интервалах были бы одинаковы. Тогда разность ско-
ростей счета, измеренных в первом и втором интервалах, не зави-
сит от изменений содержания мешающего элемента и целиком
определяется содержанием полезных компонентов, т. е.
б~—N 2,
где N\ и Л^2 — скорости счета в первом и втором энергетических
интервалах спектра; б — их разность.
Если содержание полезных компонентов <?->(), то 6->0, т. е.
безрудные (пустые) породы и некондиционные руды характеризу-
ются значениями б, близкими к нулю. Благодаря природной гете-
рогенности руд спектральная разность связана с содержаниями
полезных компонентов зависимостью, близкой к линейной, и явля-
ется параметром, сравнительно устойчивым по отношению к изме-
нениям состава вмещающих пород и некоторых других мешающих
факторов [12, 26].
На рис. 4.12 приведены спектры, полученные на моделях свнн-
цово-цинковых руд, содержащих в качестве мешающего элемента
железо, при возбуждении аналитических линий источником 109Cd
и регистрации их ксеноновым пропорциональным счетчиком
СИ-HP с энергетическим разрешением по /(-линии железа
(5,9 кэВ) около 18 %. Здесь же показано положение первого (/)
и второго (II) энергетических интервалов, обеспечивающих реа-
лизацию описанного выше способа измерений с автоматической
205
Рис. 4.12. Вторичные гамма-спектры, полученные на моделях полиметалличе-
ских руд.
Пики характеристического рентгеновского излучения: / — железа; 2 — цинка; 3 — свинца
(дублет L-серии); 4 — рассеянное излучение источника
компенсацией влияния линий мешающих излучений. При анализе
свинцово-цинковых руд такой линией является характеристическое
рентгеновское /(-излучение железа (5,9 кэВ), которое не пол-
ностью разделяется детектором с аналитическими линиями опре-
деляемых элементов и создает в первом аналитическом интервале
определенный фон, учитываемый в конечном регистрируемом па-
раметре 6 с помощью второго интервала. В данном случае край-
ние границы интервалов спектра совмещены в области максимума
амплитудного распределения мешающей линии таким образом, что'
делят его площадь на две равные части, каждая из которых
попадает в соответствующий интервал спектра.
Эффективность этой методики по сравнению с однокомпонент-
ными определениями была проверена при изучении обогатимости
комплексных руд одного из полиметаллических месторождений
[33]. Основные минералы рудного комплекса — галенит, сфалерит,
пирит; вмещающие породы представлены углистыми сланцами.
Для изучения отобрано 100 кусков класса крупности —40 4-32 мм
из пробы рядовой добычи с содержанием свинца 5,45 % и цинка'
1,83 %. Измерения проведены рентгенорадиометрическим методом
на лабораторном стенде с помощью прибора РРК-103 «Поиск».
В качестве источника излучения использован 109Cd активностью
185 МБк, детектора — ксеноновый пропорциональный счетчик
СИ-HP с энергетическим разрешением около 20 % по /(-линии
железа (5,9 кэВ).
206
Pb, %
Рис. 4.13. Корреляционное поле между содержанием свинца и цинка в комп-
лексной полиметаллической руде.
Порог сепарации: 1 — по цинку; 2 — по свинцу
На рис. 4.13 показано поле корреляции между свинцом и цин-
ком, построенное по результатам определения этих элементов в
кусках руды. Уже эти данные показывают, что если при разделе-
нии горной массы на породу и руду ориентироваться на одноком-
понентную методику измерений, то процесс обогащения придется
проводить в две стадии, так как корреляция между свинцом и
цинком отсутствует. В то же время с помощью предлагаемой ме-
тодики измерений можно выделить около 20 % отвальной фракции
е содержанием каждого из элементов (свинца и цинка), близким
к 0,3 %, что соответствует требованиям, предъявляемым к флота-
ционным хвостам обогатительной фабрики. При этом порог раз-
деления (сепарации) для каждого элемента составляет 0,6 %, что
значительно выше пороговой чувствительности метода.
Как показали исследования (табл. 4.21), однокомпонентные
измерения по одному элементу — цинку — не дают положительных
результатов: хвосты в этом случае обогащены свинцом, поскольку
корреляция между свинцом и цинком отсутствует. Поэтому для
извлечения свинца требуется II стадия — перечистка хвостов I ста-
дии по свинцу. Однако одностадиальная сепарация по сумме
•свинца и цинка дает такой же результат, как и двухстадиальная
207
Таблица 4.2 Г
Результаты (%) рентгенорадиометрической сепарации свинцово-цинковой рудьв
Продукт сепарации, показатель	Схема сепарации .		
	Одностадиальная по цинку	Одностадиальная по сумме свинца и цинка	Двухстадиальная по цинку и свинцу
Концентрат:			
выход содержание	42,3	79,9	78,4
РЬ	7,66	6,87	6,99
Zn извлечение	3,78	2,19	2,2$
РЬ	58,4	99,0	98,9
Zn Хвосты:	87,5	95,9	96,0
выход	57,7	20,1	21,6
содержание			
РЬ	3,98	0,28	0,28
Zn	0,40	0,38	0,34
извлечение			
РЬ	41,6	1,0	1,1
Zn	12,5	4,1	4,1
по каждому из элементов в отдельности: конечные продукты рент-
генорадиометрической сепарации по каждой из этих методик прак-
тически идентичны по всем параметрам.
Вместе с тем, если массу исходной руды принять за 100 %, то
при двухстадиальной схеме сепарации перерабатывается 157,7 %
материала, т. е. почти в 1,5 раза больше, чем при использовании
предлагаемой методики. Таким образом, методика рентгенорадио-
метрического обогащения руд по сумме всех полезных компонентов
является более рациональной и эффективной при разделении гор-
ной массы на породу и руду в процессе предварительной концент-
рации, нежели методики, основанные на измерении единичных
элементов. Кроме того, эта методика значительно упрощает режим
и управление процессами рудосортировки и сепарации, так как не
зависит от вариаций и соотношения между рудными элементами
на отдельных участках и в рудных телах отрабатываемого место-
рождения. Чувствительность и точность одновременных многоком-
понентных определений по сравнению с однокомпонентными всегда
выше благодаря увеличению вероятности обнаружения рудных
минералов в куске, особенно при неравномерном распределении
оруденения.
Представляют интерес исследования по применению аналогич-
ной методики для изучения обогатимости комплексных вольфра-
мо-молибденовых руд рентгенорадиометрическим методом [22].
Для исследований использована проба руды текущей добычи
крупностью —40 4-20 мм. Измерения проведены в лабораторных
условиях по методике одновременного определения молибдена и
вольфрама [33].
208
Таблица 4.22
Результаты (%) рентгенорадиометрического обогащения
молибдено-вольфрамовой руды
Показатель	Продукт сепарации			
	Богатый (I)	Бедный (II)	Общий обогащенный (Н-П)	Отвальный
Выход Содержание	18,55	34,70	53,25	46,75
WO3	0,75	0,11	0,33	0,015
(Мо Извлечение	0,073	0,016	0,036	0,000
WO3	76,09	20,93	97,02	2,98
Мо	62,42	25,56	87,98	12,02
Возбуждение характеристического рентгеновского излучения
элементов осуществлялось радиоизотопным источником 109Cd, ре-
гистрация с помощью пропорционального ксенонового счетчика
СИ-11Р-3, имеющего энергетическое разрешение по линии молиб-
дена около 15 %. В качестве анализирующей аппаратуры исполь-
зовался четырехканальный дифференциальный гамма-спектрометр,
сочлененный с ЭВМ Д-3-28. Из четырех счетно-информационных
каналов прибора два соответствовали аналитическим линиям
молибдена (/С-серия, 17,3 кэВ) и вольфрама (L-серия, 8—10 кэВ),
а два других измеряли фон рассеянного излучения справа от
аналитических линий (12—15 и 19—22 кэВ).
Измеряемый параметр в виде спектральной разности
6 = А^1-N2~\~N3-N 4
фиксировался ЭВМ Д-3-28. Здесь Ni и N3 — скорость счета соот-
ветственно в первом и третьем каналах спектрометра, соответству-
ющих аналитическим линиям молибдена и вольфрама, a N2 и
Д^4 — скорость счета соответственно во втором и четвертом кана-
лах спектрометра, каждый из которых измеряет фон рассеянного
излучения справа от аналитической линии соответствующего эле-
мента. Аппаратуру настраивали с таким расчетом, чтобы в отсут-
ствие молибдена и вольфрама соблюдалось условие 6 = 0, т. е.
Ni = N2‘, N3 = Na, что легко достигается плавной регулировкой ши-
рины спектральных окон прибора.
Порог разделения исходной руды на обогащенную и отвальную
фракции был выбран экспериментально по результатам предвари-
тельных измерений и анализа 100 кусков, отобранных из пробы,
с таким расчетом, чтобы содержание вольфрама и молибдена в
кусках, попадающих в отвальную фракцию, не превышало содер-
жания этих элементов во флотационных хвостах обогатительной
фабрики (0,022 % WQ3 и 0,008 % Мо).
Результаты исследования обогатимости пробы рентгенорадио-
метрическим методом показали (табл. 4.22), что исходная руда
14 Зак. 283	200
Таблица 4.23
Результаты (%) флотации молибдено-вольфрамовой руды
Продукт флотации, показатель	Продукт сепарации				Исходная руда*
	Богатый U)	Бедный III)	Общий обогащен- ный (H-ID	Отваль- ный	
Молибденовый концентрат: содержание WO3	2,6	0,35	1,1	0,16	0,29
Мо	3,63	1,1	2,3	0,38	0,51
извлечение WO3	2,6	1,9	2,4	9,4	3,2
Мо	48,8	41,2	46,6	48,6	46,0
Шеелито-молибденовый кон- центрат: содержание wo3	5,4	0,86	2,65	0,11	0,75
Мо	0,24	0,05	0,13	0,03	0,035
извлечение wo3	93,4	84,1	91,4	66,2	86,0
Мо	42,3	36,3	40,5	43,7	33,0
* Содержание: 0,184 % WO3; 0,022 % Мо.
разделена на обогащенный продукт и отвальную фракцию с со-
держанием полезных компонентов более низким, чем в хвостах
флотации. При этом выход отвальной фракции весьма значителен
(46,75 %), что свидетельствует о высокой контрастности руд и
целесообразности введения этапа предварительной концентрации
в процесс обогащения.
В результате предварительного обогащения руды рентгенора-
диометрическим методом содержание полезных компонентов в обо-
гащенном продукте повышается почти в 2 раза. При этом появ-
ляется возможность в процессе предварительной концентрации без
введения дополнительных операций разделить общий обогащенный
продукт на два: более богатый (I) с выходом 18—20 % и менее
•богатый (II) с выходом около 35 %.
Последующая флотация продуктов рентгенорадиометрического
обогащения по стандартной технологической схеме с получением
молибденового и шеелито-молибденового концентратов (табл. 4.23)
протекает весьма успешно, что обусловлено тем, что в процессе
предварительной концентрации за счет выведения пустых пород в
отвальную фракцию значительно понижается карбонатный модуль
обогащенных продуктов: карбонатный модуль богатого продукта
равен 10, что в 13 раз ниже, чем бедного.
В табл. 4.23 приведены также результаты опытной флотации
пробы исходной руды без проведения радиометрической сортиров-
210
Таблица 4.21
Результаты (%) минералогического анализа отвальной фракции
рентгенорадиометрического обогащения пробы руды
Тип руды	Выход	Содержание	
		wo3	Мо
Скарнированные мраморы	26,1	0,015	0,002
Биотитовые роговики	27,6	0,0055	0,004
Пироксен-плагиоклазовые роговики	30,5	0,0135	0,010
Амфиболовые роговики	15,8	0,013	0,006
ки. Сопоставление данных табл. 4.22 показывает, что введение в
схему обогащения комплексных вольфрамо-молибденовых руд
предварительной концентрации рентгенорадиометрическим мето-
дом позволяет повысить извлечение вольфрама в коллективный
концентрат.
Как показывает опытная флотация отвальной фракции, при
рентгенорадиометрической сепарации возрастают относительные
потери молибдена в форме молибденита, который легко извлека-
ется при флотации. Обусловлено это тем, что в хвостах флотации
молибден представлен главным образом окисленными формами,
которые при использованном реагентном режиме не флотируются,,
в то время как сульфидный молибден практически целиком извле-
кается в концентрат. Рентгенорадиометрический метод определяет
валовое содержание молибдена, поэтому в отвальную фракцию
рентгенорадиометрической сепарации попадает как окисленная его.
форма, так и сульфидная, что является в данном случае недостат-
ком как самого метода, так и в целом процесса предварительной
концентрации. Эти потери могут быть снижены путем корректи-
ровки реагентного режима флотации продуктов рентгенорадиомет-
рической сепарации, в которых содержание молибдена значитель-
но выше, чем в исходной руде.
Результаты минералогического анализа отвальной фракции
рентгенорадиометрической сепарации (табл. 4.24) показывают, что^
при одинаковом пороге разделения для всех типов руд содержа-
ния полезных компонентов не превышают 0,015 % WO3 и
0,01 % Мо. Следовательно, предложенная методика рентгенорадио-
метрической предварительной концентрации может быть примене-
на для руд любого типа или для их смеси, что имеет принципи-
альное значение для построения систем управления качеством
добываемых руд на месторождениях.
Не на всех месторождениях комплексных руд разделение до-
бытой горной массы на породу и руду является основной задачей
процесса предварительной концентрации. Нередки случаи, когда
вся исходная горная масса представлена кондиционной рудой, а
выход хвостов при предварительном обогащении настолько мал,
14*	211
Таблица 4.25
'Состав (%) РУДЫ и вмещающих пород полиметаллического месторождения
Разновидность руды, породы	Массовая доля	Содержание				
		РЬ	Zn	S	BaSO4	Fe
Вкрапленная руда	14,6	3,28	6,30	18,49	37,93	9,95
Массивная руда Вмещающие поро-	77,6	2,05	6,34	35,0	3,23	30,13
ды (сланцы)	7,8	0,29	0,68	5,71	1,02	5—8
Исходная проба	100	2,19	5,99	31,77	8,46	26,33
что сам процесс сортировки и сепарации с целью выделения от-
вальной фракции становится экономически нерентабельным. Но
если такая руда представляет собой смесь технологических сортов,
различающихся по вещественному составу, и отличительный при-
знак поддается радиометрическим определениям, то на стадии
предварительной сортировки и сепарации можно успошно решить
задачу разделения исходной руды на технологические типы и
сорта, каждый из которых в дальнейшем обогащается более эф-
фективно по своей технологической схеме. Решение этой задачи с
точки зрения технологии обогащения имеет, пожалуй, не меньшее,
а большее значение, чем выделение отвальной фракции. Чаще
всего ее решают с помощью однокомпонентных определений, кото-
рые в данных ситуациях приобретают совершенно иной технологи-
ческий смысл. В качестве примера рассмотрим результаты рент-
генорадиометрического обогащения пробы руды одного из поли-
металлических месторождений.
Исходная проба (табл. 4.25) представляет собой смесь вмеща-
ющих пород (сланцев) и двух основных типов руд — вкрапленной
и массивной, причем массивные руды явно преобладают. Массо-
вая доля вмещающих руду сланцев настолько мала, что отделение
их в отвальную фракцию явно нецелесообразно, тем более что в
них сравнительно высоко содержание полезных компонентов, осо-
бенно цинка. Руды месторождения комплексные полиметалличе-
ские и помимо свинца и цинка содержат железо и барит. Вкрап-
ленные руды имеют высокое содержание барита и сравнительно
низкое пирита, т. е. железа и серы. В отличие от них массивные
руды значительно обогащены пиритом (железом и серой), в то
время как содержание барита в них невелико.
Каждую из разновидностей руды целесообразно обогащать по
отдельной схеме, поэтому на стадии предварительного обогащения
следует отказаться от выделения вмещающих пород в отвальную
фракцию, а всю исходную горную массу разделить на типы руд.
Такое разделение можно осуществить по содержанию серы, бари-
та или железа, так как содержание цинка и свинца в них практи-
21'2
Таблица 4.26
Результаты разделения (%) полиметаллических руд на технологические типы
по содержанию железа
	Выход		Содержание				
Продукт	от класса 4-20 мм	от руды	РЬ	Zn	S	BaSO4	Fe
Отсев, класс —20 мм		28,7	2,21	5,62	28,73	9,30	23,68
Класс 4-20 мм	—	71,3	2,19	6,14	33,02	8,11	27,41
вкрапленная руда	18,7	13,4	2,44	4,4	16,56	29,27	9,3
массивная руда	81,3	57,9	2,13	6,54	36,81	3,24	31,58
чески одинаково. При рентгенорадиометрической сепарации наи-
более просто эта задача решается по характеристическому рент-
геновскому излучению бария или железа. В табл. 4.26 показаны
результаты разделения пробы исходной руды месторождения на
технологические типы, выполненного по содержаниям железа
рентгенорадиометрическим методом [33].
Сравнение данных, приведенных в табл. 4.25 и 4.26, показыва-
ет, что рентгенорадиометрический метод в данном случае успешно
справляется с задачей разделения горной массы на технологиче-
ские типы руд по такому разделительному признаку, как содер-
жание железа.
В некоторых случаях разделение исходной рудной массы осу-
ществляется по соотношению полезных компонентов, входящих в
состав комплексной руды. Такая ситуация возникает, например,
на полиметаллических месторождениях, когда ставится задача по-
лучения крупнокускового свинцового концентрата из комплексной
свинцово-цинковой руды. Содержание свинца в таком концентра-
те должно быть более 10%, а цинка как можно меньше (не бо-
лее 0,5%). Такая технологическая задача на стадии предвари-
тельной концентрации решается с помощью рентгенорадиометри-
ческой сепарации.
Аналитическим параметром здесь служит спектральное отно-
шение скоростей счета в двух аналитических интервалах спектра,
один из которых соответствует пику характеристического L-излу-
чения свинца, а другой — пику /(-серии цинка. Иными словами, вы-
деление свинцового концентрата осуществляется по соотношению
потоков характеристического излучения свинца и цинка.
Использование спектрометрической аппаратуры в комплексе с
ЭВМ позволяет в процессе таких измерений одновременно выде-
лить и отвальную фракцию с непромышленным содержанием свин-
ца и цинка, используя для этого абсолютные значения скорости
счета в выделенных интервалах вторичного спектра. В табл. 4.27
показаны результаты такого разделения при исследовании руды
одного из полиметаллических месторождений (класс крупности
-|-100 мм).
213
Таблица 4.27
Результаты разделения (%) полиметаллической руды на технологические типы
по соотношению содержаний свинца и цинка [33]
Продукт	Выход	Содержание			Извлечение		
		РЬ	Zn	Fe	РЬ	Zn	Fe
Свинцовый концентрат Свинцово-цинковый про-	34,5	11,32	0,18	23,63	67,2	2,0	34,1
дукт	57,4	3,24	5,26	23,80	32,0	97,2	57,2
Отвальная фракция	8,1	0,55	0,29	25,73	0,8	0,8	8,7
Исходная руда	100,0	5,81	3,10	23,9	100,0	100,0	100,0
Получаемый свинцовый концентрат обогащают в дальнейшем по
схеме свинцовой флотации, где извлечение свинца достигает 93 % •
Свинцово-цинковый продукт обогащают по схеме коллективной
флотации с получением концентратов более низкого качества.
Таким образом, в зависимости от состава комплексных руд и
технологических задач, которые ставятся при их обогащении, мо-
гут быть использованы различные методики измерений, обеспечи-
вающие проведение процесса предварительной концентрации (се-
парации) с помощью радиометрических и ядерно-физических ме-
тодов в одну стадию.
4.6.	Системы управления качеством руд с применением
радиометрических методов
Общая схема систем управления качеством руды (систем ру-
доподготовки) с использованием методов радиометрии и ядерной
геофизики (рис. 4.14) предусматривает применение геофизических
методов на четырех основных этапах рудоподготовки.
I этап — подготовка эксплуатационных блоков к взрывной
отбойке и выемке руды из недр. На этом этапе методы ядерной
геофизики используют для опробования руд в массиве, т. е. для
каротажа скважин и опробования стенок горных выработок. В про-
цессе этих работ осуществляют оконтуривание рудных тел, оценку
содержания в них полезных и вредных компонентов, подсчет за-
пасов полезных ископаемых, уточнение границ отбойки и состав-
ление планов отработки блоков с учетом технологических сортов
и особенностей переработки руд. Использование данных геофизи-
ческого опробования на этом этапе в некоторых случаях позволяет
выявить пропущенные при эксплуатационной разведке рудные те-
ла, уменьшить потери руды в недрах и снизить на 3—5 % их отно-
сительное разубоживание в процессе последующей отбойки.
II этап. После взрывной отбойки исходную горнорудную мас-
су направляют с помощью рудоспусков, транспортеров и транс-
портных емкостей (вагонетки, самосвалы) на рудоконтролирую-
214
Опробование руд в массивах
при подготовке эксплуатационных блоков
р
Взрывная отбойка
Исходная горнорудная масса
I
Рис. 4.14. Общая схема системы управления качеством руд с применением
радиометрии и ядерной геофизики
щие станции РКС для крупнопорционной сортировки радиометри-
ческими или ядерно-физическими методами. На РКС выделяют до
10—20 % пустой породы, которая поступает в отвалы. Иногда на
РКС удается отделить богатые руды, не требующие предвари-
тельного обогащения, их сразу направляют на переработку. Обыч-
но же рудную массу делят на кондиционную и некондиционную
руду (балансовую и забалансовую), а затем подают на среднее
дробление (до —150 мм) и грохочение.
III этап. После дробления и грохочения на классы крупности
крупнокусковую фракцию (+25—150 мм) подвергают радиомет-
рической сепарации, а мелкий класс (отсев —25 мм) направляют
для переработки на фабрику, так как он чаще всего оказывается
обогащенным полезными компонентами. Иногда перед сепарацией
крупнокусковые фракции подвергают промывке. В этом случае
промывочный шлам также обогащен полезными компонентами,
поэтому его собирают, сгущают, сушат, а затем направляют на
фабрику для переработки. В процессе радиометрической сепара-
ции из крупнокусковой фракции удаляют пустую породу, выход
215
которой в зависимости от типа руд может составлять от 25 до
90 % • Пустая порода образует отвальную фракцию, которая идет
в отвал, а обогащенный продукт поступает на обогатительную-
фабрику. В результате сепарации содержание полезных компо-
нентов в обогащенном продукте по сравнению с исходной рудой
возрастает в 1,5—3 раза. Одновременно с пустой породой из обо-
гащенного продукта нередко удаляются и вредные примеси, что-
улучшает условия последующей технологической переработки руд
и в итоге приводит к росту извлечения полезных компонентов.
IV этап. На обогатительной фабрике, получая с помощью
ядерно-физических методов экспресс-информацию о содержании:
полезных ископаемых в продуктах переработки руд, осуществляют
непосредственный оперативный контроль за технологическим про-
цессом. Данные ядерно-физического анализа питания и хвостов
фабрики, концентратов, пульпы и других промежуточных продук-
тов обогащения позволяют управлять технологией извлечения по-
лезных компонентов, своевременно регулируя реагентный режим.
Изображенную на рис. 4.14 схему рудоподготовки в наиболее
полном объеме применяют, пожалуй, только на горных предприя-
тиях, ведущих отработку урановых руд, обладающих естественной
радиоактивностью {40, 41]. Близкими к общей схеме являются и
системы рудоподготовки на месторождениях бериллиевых и флюо-
ритовых руд [27, 35, 49], где на стадии сепарации применяют фо-
тонейтронные и нейтронно-активационные сепараторы.
Из объектов цветной металлургии наиболее совершенные схе-
мы рудоподготовки имеют оловорудные предприятия. В работе-
[24] описаны результаты применения рентгенорадиометрического
метода при отработке одного из месторождений олова. Здесь ме-
тод и аппаратуру используют на всех стадиях технологического
процесса обогащения руды: от исследований в условиях ее естест-
венного залегания до анализа продуктов обогащения на фабрике.
Рентгенорадиометрическим каротажем и опробованием охваче-
ны горные выработки и скважины детальной и эксплуатационной
разведки. Порог чувствительности метода (0,05 % олова) позво-
ляет оконтуривать рудные тела и определять в них содержание
олова с относительной погрешностью 13—32 %, что примерно
вдвое ниже, чем при геологическом опробовании по борозде, кер-
ну или шламу. Данные рентгенорадиометрического метода исполь-
зуют для подсчета запасов олова, а сочетание рентгенорадиомет-
рического и ядерно-резонансного (основанного на эффектах Мес-
сбауэра и Допплера) методов дает возможность разделять руду
на касситеритовую и станиновую составляющие, что определяет
их технологическую сортность.
Крупнопорционную сортировку оловянных руд осуществляют в
транспортных емкостях (вагонетках) с помощью РКС, в которых
используются источники 241Аш и кремниевые полупроводниковые
детекторы. Время сортировки одной вагонетки около 20 с, произ-
водительность до 300 вагонеток в смену. С помощью крупнопор-
ционной рентгенорадиометрической сортировки удается удалить
21'6
до 20 % пустых пород и некондиционных руд с содержанием оло-
ва ниже 0,2 % •
Некондиционные руды поступают на мелкопорционную и по-
кусковую рентгенорадиометрическую сортировку. Соответствую-
щие установки также основаны на полупроводниковых детекторах
и источниках 241Аш. Их производительность в зависимости от клас-
са крупности составляет 5—15 т/ч, коэффициент обогащения 1,5—
4 (в среднем 2), выход отвальной фракции с содержанием олова
<0,06—0,08 % составляет от 45 до 85 % класса, что соответствует
10—20 % исходной руды.
На фабрике ведется систематический контроль продуктов обо-
гащения с помощью рентгенорадиометрического анализа, что поз-
воляет корректировать технологический процесс. Экономический
эффект от внедрения всей системы в целом оценивается в 2—3 р.
на 1 т руды.
В системе рудоподготовки, используемой на этом месторожде-
нии, представлены все элементы схемы, однако нетрудно заметить,
что наиболее слабым звеном здесь является рентгенорадиометри-
ческая сепарация, на которую направляют не весь поток добы-
ваемой руды, а лишь ее некондиционную часть, выделяемую при
крупнопорционной сортировке транспортных емкостей. Это обус-
ловлено низкой производительностью действующих установок, не
способных справиться с полным потоком добываемой руды. Ши-
рокое внедрение сепарации сдерживается отсутствием серийно вы-
пускаемых сепараторов.
Основной элемент действующих систем рудоподготовки — ру-
доконтролирующие станции, обладающие высокой производитель-
ностью, удовлетворяющей современные требования производства.
В связи с этим большинство действующих систем управления ка-
чеством руд включает в себя все элементы схемы, показанной на
рис. 4.14, кроме сепарации. Такие схемы, например, описаны в ра-
боте [9] для предприятий, перерабатывающих медно-никелевые
руды, а также апатитовые руды месторождения Кольского полу-
острова. Аналогичными являются и системы рудоподготовки на
оловорудных месторождениях Хрустальненского и Солнечного ком-
бинатов [29, 30, 32, 45, 61]. Однако они интересны тем, что в них
•вместо сепарации применяют поверхностную рентгенорадиометри-
ческую съемку отвалов пустой породы и некондиционных руд, ко-
торая позволяет выявлять обогащенные участки и вовлекать их в
переработку, уменьшая тем самым потери полезных ископаемых
при добыче.
Возможность построения систем рудоподготовки обеспечива-
ется серийной рентгенорадиометрической аппаратурой, предназна-
ченной для каротажа скважин и опробования горных выработок.
Несложные изменения в конструкциях датчиков позволяют при-
способить эту аппаратуру для опробования товарных руд «в нава-
ле» или в транспортных емкостях и тем самым оборудовать на
.действующих предприятиях рудоконтролирующие станции. Прав-
да, опробование на таких РКС не автоматизировано и произво-
217
дится оператором вручную датчиком (перемещается по поверхно-
сти руды в вагонетке или в самосвале), но сортировка тем не ме-
нее осуществляется, что положительно сказывается на работе пред-
приятия и дает ощутимый экономический эффект.
Так, например, годовой экономический эффект от внедрения
системы радиометрического контроля на Хрустальненском комби-
нате к 1975 г. составил около 725 тыс. р. [29], в том числе на
долю РКС приходилось 650 тыс. р., на каротаж скважин и забой-
ное опробование 35 тыс. р., на анализ проб руды и продуктов
обогащения на фабрике 40 тыс. р. Срок окупаемости затрат на
разработку и внедрение системы оказался меньше 0,3 года.
Использование рентгенорадиометрического метода на разных
этапах рудоподготовки позволило увеличить интенсивность отбой-
ки блоков почти в 2 раза, снизить в 2 раза вторичное разубожи-
вание, повысить производительность труда на горных работах на
20%, упорядочить систему взаиморасчета между фабрикой и руд-
ником, обеспечить контроль и регулирование замкнутого цикла
процесса обогащения на всех стадиях — от исследования руд в
условиях их естественного залегания до анализа продуктов обога-
щения на фабрике. В настоящее время годовой экономический эф-
фект от внедрения системы управления качеством руд на основе
рентгенорадиометрии на Хрустальненском ГОКе превысил 1 млн. р.
Аналогичная система управления качеством руд введена в дей-
ствие на Садонском свинцово-цинковом комбинате *[32, 50], но
здесь рентгенорадиометрический контроль полиметаллических руд
и продуктов их переработки осуществляется одновременно по трем
основным элементам (железу, свинцу, цинку), а результаты, полу-
чаемые в различных точках технологического процесса, связаны
единой информационной системой АСУ ТП на основе ЭВМ, что
позволяет оперативно управлять технологией производства. Эко-
номический эффект от внедрения системы составляет 150 тыс. р.
в год.
Отличительной особенностью схемы Солнечного ГОКа являет-
ся то, что комбинат отрабатывает месторождения комплексных
сульфидно-касситеритовых руд {30, 61], в которых, помимо олова,
полезными компонентами являются медь и вольфрам. С помощью
рентгенорадиометрического метода при каротаже и опробовании
оконтуривают рудные тела по содержаниям меди и олова. На ком-
бинате с 1982 г. внедрены бесконтактные автоматические рудокон-
тролирующие станции, не требующие ручного труда операторов в
процессе проведения измерений. РКС осуществляют сортировку
руд по олову, причем отбракованные некондиционные руды скла-
дируются отдельно и впоследствии подвергаются ревизии рентге-
норадиометрической съемкой. Выявленные в процессе съемки обо-
гащенные участки вновь вовлекают в переработку. Контроль тех-
нологического процесса и продуктов обогащения на фабрике осу-
ществляют с помощью рентгенорадиометрического анализа проб
на олово, медь и вольфрам. Кроме того, здесь же ведут контроль
за содержанием мышьяка.
218
Внедрение системы рудоподготовки на Солнечном ГОКе позво-
лило за два года ее эксплуатации в производственных масштабах
отсортировать 128 тыс. т пустой породы и некондиционных руд.
При этом на 5,1 % уменьшились относительные потери олова при
добыче и на 3,4 % снизилось относительное разубоживание руд,
что привело к относительному увеличению содержания олова в то-
варной руде на 2,5 % • В результате за этот период получен эко-
номический эффект 948 тыс. р.
Разработка бесконтактных рудоконтролирующих станций поз-
волит широко внедрить крупнопорционную сортировку на дейст-
вующих предприятиях. Опытные образцы таких установок уже
действуют на полиметаллических месторождениях и в частности
на Алмалыкском и Зыряновском комбинатах, где сортировка по-
лиметаллических руд осуществляется по содержаниям свинца гам-
ма-гамма-методом [38], а также на месторождениях железистых
кварцитов [11, 12]. По мере разработки и совершенствования
РКС будут расширяться их методические возможности и область
применения. Сочетание РКС с сепараторами, опробованием руд в
массиве и анализом продуктов их обогащения на фабрике позво-
лит создать на основе радиометрических и ядерно-физических ме-
тодов высокоэффективные системы управления качеством руд на
горных предприятиях. Первый опыт применения этих систем, их
геолого-экономическая эффективность, достигнутая уже сегодня,
свидетельствуют о том, что создание и внедрение подобных си-
стем на горных предприятиях является именно тем революциони-
зирующим преобразованием технологии переработки руд, за ко-
торым будущее нашей горной и металлургической промышленно-
сти. И решающую роль в этом преобразовании должны сыграть
радиометрические и ядерно-физические методы предварительной
концентрации и обогащения [9, 32, 45].
5 МЕТОДЫ УСРЕДНЕНИЯ
КАЧЕСТВА РУД
5.1.	Общие сведения
Усреднение (стабилизация) качества руд — один из основных
технологических процессов рудоподготовки. Усреднение произво-
дят для повышения однородности качества минерального сырья.
Колебания характеристик качественного состава перерабаты-
ваемых руд затрудняют управление процессами обогащения, что
влечет за собой значительные потери металлов (до 5 %) и реаген-
тов (до 10%), снижение производительности оборудования
(до 10%). Усреднение позволяет компенсировать эти потери
и тем самым повысить эффективность работы обогатительных фаб-
рик, а также способствует решению задач рационального исполь-
зования недр, внедрению средств автоматизации и вычислитель-
ной техники для управления обогатительными процессами, повы-
шению технологической культуры производства.
Проблеме усреднения и решению смежных с ней вопросов прог-
нозирования и управления качеством руд уделяется большое вни-
мание как в СССР, так и за рубежом. Это следует из работ
М. И. Агошкова, В. В. Ржевского, П. П. Бастана, Л. А. Барского,
В. Ф. Бызова, В. И. Ганицкого, Ф. Г. Грачева, В. М. Гудкова,.
А. М. Марголина, М. Г. Новожилова, В. 3. Козина, Г. Г. Ломоно-
сова, Г. В. Секисова, А. Д. Школьникова, С. Я. Арсеньева,
Н. Н. Волошина, Ю. Н. Ермолина, В. Н. Зарайского, А. Д. Пру-
довского, Я. Ш. Ройзена, Л.П. Шупова, А. М. Эрперта, а также
П. Жи, Л. Кааса, Ж. Келли, К. Лемке, Ж. Матерона, А. Матраски,
М. Паске, Ж. Серра, М. М. Стефаньских и др.
Колебания качества обогащаемого сырья обусловлены тем, что
месторождения полезных ископаемых неоднородны по своему со-
ставу. Они характеризуются различными по технологическим
свойствам разновидностями сырья — природными типами, количе-
ственные соотношения между которыми меняются по глубине и
площади месторождения. Кроме того, в пределах отдельных при-
родных типов руд также наблюдаются колебания различных ком-
понентов качественного состава.
Из природных типов руды, применяя в тех или иных масшта-
бах селективную добычу, радиометрическую сортировку и сепара-
цию, обогащение в тяжелых средах, промывку и другие техноло-
гические операции, формируют технологические типы руды. Тех-
нологические типы представляют собой отдельные разновидности
сырья, пригодные для рентабельного ведения традиционных обога-
тительных процессов. Некоторые типы являются технологически
совместимыми, и их можно перерабатывать в общей смеси. Техно-
220
логически несовместимые типы требуют раздельной переработки
во времени или на различных секциях обогатительной фабрики.
Из технологически совместимых типов формируют шихту —
рудную смесь с определенным соотношением контролируемых ком-
понентов качественного состава. В общем случае на обогатитель-
ной фабрике одновременно или последовательно можно перераба-
тывать несколько типов шихты.
Вопросы формирования технологических типов, а также обос-
нования допустимых типов шихты и эффективности ее переработ-
ки подробно рассмотрены в гл. 2. Соответствующие задачи много-
вариантны и, как правило, многокритериальны. Их решения в ос-
новном определяются: фактически имеющимися в недрах объема-
ми различных природных типов сырья; схемой обогащения; огра-
ничениями, налагаемыми требованиями к системе ведения горных,
работ и транспортирования сырья; возможными для применения
технологическими процессами рудоподготовки; допустимыми;
структурой и параметрами схемы усреднения. В общем случае обо-
снование оптимальных типов шихты затруднительно. Поэтому на
практике пользуются упрощенными методами [60].
Современному обогатительному производству для переработки:
необходимо сырье, представляющее собой усредненную шихту.
Операции усреднения и подготовки рудной шихты имеют много«
общего и тесно связаны друг с другом:
усреднение и подготовка шихты включают операции смешения
руд одного или нескольких технологических сортов;
самостоятельное формирование рудной шихты или технологи-
ческих сортов на различных этапах, например при селективной;
добыче или радиометрической сортировке, способствует уменьше-
нию колебаний качественного состава, т. е. усреднению;
проведение автономного процесса усреднения без учета специ-
альных требований к шихте в ряде случаев может обеспечить по-
лучение шихты необходимого состава.
Операции усреднения и подготовки шихты для достижения наи-
более эффективных результатов следует рассматривать и выпол-
нять по возможности совместно. Указанные операции реализуются
с помощью единого технологического процесса усреднения, обес-
печивающего получение шихты или технологических типов руды
со стабильным качественным составом. В этом технологическом
процессе требования к составу шихты выступают в качестве огра-
ничений при выполнении операций усреднения, причем также учи-
тываются: действие других операций рудоподготовки; требования
процессов обогащения к показателям стабильности качества сы-
рья; особенности реализации различных режимов и параметров;
усреднения при ведении горных работ и транспортировании добы-
той руды.
Специфика исследований усреднительных процессов обусловле-
на их многостадиальностью, а также характером изменения каче-
ственного состава усредняемого минерального сырья, случайным-
образом зависящего от времени или пространственных координат..
221:
Эффективным математическим аппаратом для описания подобных
явлений является теория случайных функций [1, 3, 7, 31, 60].
Применение указанного аппарата позволяет учитывать не только
изменчивость качественного состава руд в недрах и потоках, но и
особенности управления, а также внутреннюю структуру процес-
сов усреднения и смежных технологических процессов. Аппарат
теории случайных функций позволяет решать задачи усреднения
на различных этапах формирования рудных потоков: при отработ-
ке рудных блоков, управлении качеством руды в потоках, исполь-
зовании усреднительных устройств, оценке эффективности усредни-
тельных мероприятий.
Математические модели, используемые при усредне-
нии, а также методы и схемы усреднения могут быть классифици-
рованы следующим образом:
одномерные или многомерные — в зависимости от размерности
решаемых задач;
непрерывные или кусочно-постоянные (периодические) —в за-
висимости от характера преобразований, производимых над исход-
ной информацией об изменчивости качества руды;
точечные или объемные — в зависимости от размеров исполь-
зуемых проб или порций руды, которые подвергают усреднению;
активные или пассивные — в зависимости от того, используется
в дальнейшем или нет информация по опробованию качественного
состава рассматриваемых блоков руды, прилегающих участков
месторождений или потоков руды на входе или выходе усредни-
тельного устройства;
динамические или статические — в зависимости от осуществле-
ния планирования или управления качественным составом усред-
няемых потоков руды.
Приведенная классификация позволяет обосновать типовые
.задачи усреднения и использовать стандартные методы их реше-
ния.
В настоящее время на горно-обогатительных предприятиях на-
чинают интенсивно внедрять физические, в частности ядерно-фи-
зические, фотометрические и другие эффективные методы анали-
за качества руды. Использование этих методов позволяет значи-
тельно повысить надежность и оперативность контроля качества
сырья на всех этапах усреднения, особенно для дробленого мате-
риала.
Применение физических методов анализа в сочетании с раз-
личными процессами рудоподготовки, реализуемыми на дробле-
ном материале, позволяет сделать процессы усреднения оператив-
но контролируемыми, управляемыми и создавать эффективные ди-
намические системы, характеризующиеся относительно малыми
усреднительными емкостями.
Усреднение можно выполнять оперативно или в течение боль-
ших интервалов времени (перспективное усреднение). Перспектив-
ное усреднение производят, планируя горные работы на соответ-
ствующие периоды (годовое, квартальное, месячное планирова-
‘222
ние). Оперативное усреднение (в течение периодов времени, сопо-
ставимых со сменами или сутками) осуществляют при декадном
и недельно-суточном планировании горных работ и оперативном:
управлении транспортом. При этом используют специальные усред-
нительные и дозировочно-смесительные устройства в цепи горно-
обогатительных предприятий. К таким устройствам относятся
усреднительные штабели дробленой и недробленой руды, бункеры
обогатительных фабрик, различные смесители для пульпы и руды.
Наибольший интерес для рудоподготовки представляет опера-
тивное усреднение, так как оно тесно связано с другими процес-
сами рудоподготовки и непосредственно обеспечивает однород-
ность качественного состава перерабатываемых руд. Оперативное
усреднение сопряжено с наибольшими практическими трудностя-
ми на горно-обогатительных предприятиях, поскольку требует вы-
сокой организации работы различных цехов и служб и влечет за
собой значительные капитальные затраты.
Предлагаемый подход к технологии, структуре, математическо-
му описанию и классификации процессов усреднения позволяет
решать задачи усреднения в комплексе с вопросами добычи, транс-
портирования, складирования, рудоподготовки и обогащения. Это*
создает предпосылки для построения относительно простых и эф-
фективных схем усреднения, в которых основные операции пере-
несены на обогатительную фабрику и выполняются на дробленом
материале. Преимущества таких схем состоят в возможности:
обеспечения эффективного контроля и управления процессами-
усреднения;
исключения при получении шихты смешивания несовместимых
технологических сортов руды;
обеспечения требуемого состава шихты независимо от неизбеж-
ных сбоев в работе добычного и транспортного оборудования;
повышения эффективности работы непосредственно усредни-
тельных устройств, в частности значительного уменьшения их вме-
стимости;
обеспечения более простых режимов оперативного планирова-
ния горных работ и оперативного управления транспортом в режи-
ме усреднения;
внедрения более простых и эффективных методов оптимизации
обогатительных процессов, позволяющих, в частности, повысить,
комплексность обогащения минерального сырья;
упрощения структуры как схем усреднения, так и систем рудо-
подготовки в целом.
5.2.	Описание изменчивости качественного состава
усредняемых руд
Под показателями качественного состава понимают содержа-
ние полезных и вредных компонентов, характеристики грануло-
метрического состава, физико-механические свойства, в том числе
измельчаемость, текстурно-структурные характеристики, в частно-
223:
сти вкрапленность минералов, минералогические свойства, а так-
же другие факторы, оказывающие влияние на эффективность обо-
гатительных процессов (см. табл. 1.1). При отсутствии усреднения
на обогатительных фабриках может быть учтено влияние лишь
ограниченного числа факторов, наиболее просто поддающихся кон-
тролю, но не всегда являющихся наиболее существенными, на-
пример содержание основных и некоторых вредных компонентов.
В общем случае колебания содержания некоторого компонента
X в руде представляют собой случайные функции Х(р) илиЛ'(/),
где р — пространственная переменная; t — время. Для относи-
тельно протяженных генетически однородных участков месторож-
дений случайная функция имеет вид
Х(р)=Х(р)+ф(р),
где Х(р)—случайная однородная функция с нулевым средним
значением, дисперсией Dx и корреляционной функцией /Q(t);
<р(р)—неслучайная функция пространственной переменной р
(тренд).
Для однородной случайной функции корреляционная
функция 7<х(т) =Кх(р2—р\) зависит лишь от вектора т — раз-
ности векторов р2 и pi, причем Кх(р, р) —Dx. В частном случае для
изотропной случайной функции КДт) =/G(|т|).
Для усредняемых потоков руды (или для одномерных моделей
пространственной изменчивости в недрах)
Х(/)=Х(/)+<р(/),
где X(t)—стационарный случайный процесс с корреляционной
функцией Лх(т), спектральной плотностью Sx(to) [здесь <о — часто-
та], дисперсией Dx и нулевым средним значением; <р(/)—неслу-
чайная функция скалярного аргумента t (времени или простран-
ственной координаты).
При построении корреляционных функций ^x(c) или /С(т)
•учитывают разрыв непрерывности (скачок) при |т| =0 или |т|=0,
который обычно наблюдается и может быть весьма значительным,
соизмеримым с полной дисперсией Dx. Такой скачок часто назы-
вают эффектом «самородков». Его влияние эквивалентно дейст-
вию случайной погрешности измерений в задачах прогнозирова-
ния. Этот скачок обусловлен различными причинами, связанными
с погрешностями опробования, а также в ряде случаев, разрыва-
ми непрерывности изменчивости качественного состава руд при
переходе от весьма малых расстояний между точечными пробами,
сопоставимыми с размерами зерен минералов, к большим рассто-
яниям [31].
Функции ф(р) или ф(/) находят с помощью методов регрес-
сионного анализа или сглаживающих фильтров («статистических
окон»), причем расчеты показателей изменчивости, связанные с
их использованием, не представляют трудностей.
;224
Корреляционную функцию Кх(т) удобно искать в экспонен-
циальном виде
КДт) =Dxexp (—а(х)|т|),	(5.1)
С)
где от 7>0 — параметр затухания корреляционной^ функции в
направлении вектора т (в анизотропном случае зависит от
направления вектора т). Следует отметить, что в расчетах можно
пользоваться другими типами корреляционных функций или их
дискретными представлениями [60].
Для описания однородной случайной функции часто пользуют-
ся нормированной корреляционной функцией
гх(т), представляющей собой коэффициент корреляции между зна-
чениями Х(р) в точках pi и р2, сдвинутых относительно друг дру-
га на вектор т:
rx(^Kx&Dx,	(5.2)
Нормированная корреляционная функция — безразмерная ве-
личина, характеризующая степень линейной статистической связи
между X(pi) и Х(р2). При |т[ =0 нормированная корреляционная
функция равна единице. С увеличением |т| функция гх(т) умень-
шается, стремясь к нулю, что отражает ослабление статистических
связей между Х(р\) и Х(р2). Формулы (5.1) и (5.2) применимы
как для многомерных, так и для одномерных моделей изменчи-
вости.
Свойство однородности случайной функции X(t} скалярного
аргумента t носит название стационарности.
Стационарными называют такие случайные процессы, статистические свой-
ства которых практически не изменяются с изменением аргумента.
В весьма важных для практики случаях обычно делается до-
пущение о том, что однородная случайная функция Х(р) обладает
эргодическим свойством. Это означает, что трудно осуществимое
исследование случайной функции по множеству реализаций можно
заменить наблюдением за одной реализацией х(р) в достаточно
большой пространственной области или за одной достаточно
длинной реализацией x(t) в одномерном случае.
Исследование статистической структуры изменчивости качест-
венного состава руд предполагает определение по эксперимен-
тальным данным ее статистических характеристик — дисперсий и
корреляционных функций. При исследовании пространственной
изменчивости многомерная задача сводится к одномерной для
различных направлений. Поэтому исследование статистической
структуры изменчивости качества руд в общем случае можно осу-
ществлять для случайных функций скалярного аргумента t.
Способы определения дисперсий и корреляционных функций по*
экспериментальным данным достаточно подробно освещены в ли-
тературе [7, 60].
15 Зак. 283	225
Очень важной и во многих случаях удобной для расчетов ха-
рактеристикой, связанной с одномерной корреляционной функ-
цией, является спектральная плотность Sx(g))—преоб-
разование Фурье корреляционной функции Ах((т)
Sx((o) = ~ J exp (—/(от)Лх(т) d т= — [ Ах(т) cos (сот) dr.
—оо	п б
Корреляционная функция ДДт) выражается через спектраль-
ную плотность с помощью обратного преобразования Фурье

Кх(т)= [ exp(/(ot)Sx(co)d w = 2 Г (со) cos (сот) d со.
—оо	О
Спектральная плотность дает возможность не только упрощать
в ряде случаев преобразования, но и непосредственно представ-
лять распределение дисперсии изменчивости качественного соста-
ва по отдельным частотам. Это позволяет наглядно оценивать
фильтрующие свойства как отдельных звеньев, так и всей систе-
мы усреднения в целом. В частности, полную дисперсию Dx, дис-
персию приходящуюся на элементарный участок частот
[<о, сй + Дсо], и дисперсию РШ1>Ша, приходящуюся на интервал ча-
стот [(£>1,(02], определяют соответственно по формулам
Dx— j S.r (со) d со;
о
/X = Sx((o) Д(о;
DWl, Ша = J Sx ((о) d (о.
Частота (о находится из соотношения (о = 2л/То, где То — пе-
риод соответствующего гармонического колебания.
Наряду с корреляционной функцией и спектральной плотно-
стью в качестве характеристики стационарных случайных процес-
сов рассматривают структурную функцию Вх(т), кото-
рая является дисперсией разности значений случайного процесса
в точках t и
Вх (т) = D {X (t) -X (t+т)} = 2D Д1 - г х( т) ].
(5.3)
Среднее значение ВХ(Т) структурной функции Вх(т) на интер-
вале [0, 7] определяют по формуле
ВИТ)=2ОХ l-2-Jrx(x)d
т Й
(5.4)
Из формулы (5.3) следует, что структурная функция представ-
ляет собой дисперсию ошибки прогноза при ступенчатой экстра-
поляции значения процесса X(t) в момент t на момент Оче-
видно, что ВДО) = 0 и Вх(0) =0.
Аналогично понятию нормированной корреляционной функции
вводят понятия нормированной структурной функции Ьх(т) и нор-
226
Рис. 5.1. График корреляционной функции (а), структурной функции (б) и
спектральной плотности (в) до (/) и после (2) стабилизации
мированного среднего значения структурной функции ЬХ(Т) на
интервале [О, Г]:
^(т)=ВДт)/Рх=2[1-гх(т)];
bx(T) =ВХ(Т)/Dx — 2
(5.5)
(5.6)
1 т
Т ь
Использование структурных функций или связанных с ними
преобразований позволяет в ряде случаев получать более ком-
пактные соотношения и, кроме того, уменьшать систематические
погрешности определения корреляционных функций по экспери-
ментальным данным, особенно при небольших длинах реализаций
случайных процессов x(f).
Аппарат теории случайных функций позволяет ввести обоб-
щенные понятия изменчивости и стабилизации качественного со-
става. Эти понятия связаны друг с другом. Изменчивость и стаби-
лизация в обобщенном смысле включают в себя две составляю-
щие— статическую и динамическую. Статическая изменчивость
характеризуется дисперсией или размахом колебаний, а динамиче-
ская — нормированными корреляционными и структурными функ-
циями или частотными характеристиками. Стабилизация означает
уменьшение статических или динамических составляющих измен-
чивости. В частности, динамическая стабилизация приводит к бо-
лее плавному убыванию нормированных корреляционных функ-
ций, более плавному возрастанию нормированных структурных
функций и к смещению спектральных плотностей в область более
низких частот (рис. 5.1).
Можно показать, что характеристики изменчивости качества
руд в недрах, в потоках, формируемых в отдельных забоях, и в
общем потоке, поступающем на переработку, связаны между со-
бой вполне определенными закономерностями. Исходные много-
мерные корреляционные функции изменчивости качества руд в
недрах в соответствии с некоторыми преобразованиями, учитыва-
ющими технологические параметры процессов добычи, трансфор-
мируются в одномерные корреляционные функции отдельных руд-
ных потоков. При формировании общего потока руды из отдель-
ных потоков соответствующие одномерные корреляционные функ-
ции трансформируются в одномерную корреляционную функцию
15*	227
общего потока, которая зависит от методов его формирования,
производительности забоев и корреляционных связей между каче-
ством руд в отдельных забоях.
Таким образом, свойство однородности изменчивости качества
руд в недрах трансформируется в свойство стационарности руд-
ных потоков — отдельных и общего. В частности, можно показать,
что, если забои имеют близкую производительность, а анизотро-
пия изменчивости качественного состава при добыче проявляется
незначительно или одинаково во всех забоях, то корреляционная
функция Л\(т) общего потока при объединении потоков из отдель-
ных забоев определяется формулой
КДт) = —Dxo>rx<i>(T),	(5.7)
п
где Dx(1) и гЛ(1)(т)—соответственно дисперсии и нормированные
корреляционные функции потоков из отдельных забоев; п — число
забоев.
Из последней формулы следует, что дисперсия в общем потоке
в п раз меньше дисперсии в отдельных потоках, а нормирован-
ная корреляционная функция общего потока равна нормированной
корреляционной функции отдельных потоков. Таким образом, в
рассматриваемом случае статическая изменчивость качественного
состава уменьшается в п раз, а динамическая изменчивость не
меняется по сравнению с изменчивостью потоков руды из отдель-
ных забоев.
Следовательно, можно приближенно оценить статическую и
динамическую изменчивость качества руд в отдельных рудных по-
токах в процессе добычи по среднесменным или среднесуточным
результатам опробования общего потока на обогатительной фаб-
рике. Полученные при этом оценки характеризуют изменчивость
качества руды в процессе добычи для порций, соответствующих
сменным или суточным объемам, и справедливы для применяемой
технологии добычных работ.
Рассмотрим несколько примеров, иллюстрирующих динамиче-
скую изменчивость качества руд в результирующих потоках, по-
ступающих на обогащение. Будем для удобства аппроксимировать
нормированную корреляционную функцию с помощью экспоненты
гх(т)=ехр (—а|т|).
Результаты расчетов параметра а и интервала затухания
/З=3/а, характеризующих затухание нормированной экспоненци-
альной функции, для руд ряда обогатительных фабрик представле-
ны в табл. 5.1. Интервал затухания для отдельных компонентов ка-
чественного состава на рассматриваемых обогатительных фабриках
может достигать нескольких суток. Это свидетельствует о доста-
точно сильных корреляционных связях между качественным со-
ставом отдельных порций руды в перерабатываемых потоках, уда-
ленных друг от друга на интервал, меньший, чем t3. Наличие та-
ких связей обусловлено соответствующими корреляционными свя-
228
Значения параметров а и Л
Таблица 5.1
Предприятие	Компонент качественного состава	а, сут 1	/3. сут
Оленегорский ГОК	Общее содержание Fe	1,10	2,72
	Содержание магнетитового Fe	0,73	4,10
	Содержание Fe в форме гема- тита	0,54	5,55
Сорский ГОК	Содержание Мо	1,17	2,56
Шахтоминское РУ	Содержание Мо	0,68	4,41
Джезказганский ГМК	Содержание Си	0,92	3,26
(2-я обогатительная фаб- рика) ПО «Каратау» (рядовая	Содержание Р2О5	0,76	3,95
руда рудника Жанатас)	Содержание нерастворимого ос- татка (SiO2+Al2O3)	2,64	1,14
зями в недрах. Например, для Шерловогорского оловянного
месторождения изменчивость качества руд в пределах отдельных
горизонтов описывается с помощью изотропной модели с пара-
метром ^ = 24 м, а для Вознесенского флюоритового месторожде-
ния— с помощью анизотропной модели с параметрами (3 т!п=Юм
И t3 max—15 М.
5.3.	Структура потерь при обогащении, обусловленных
нестабильностью качественного состава руд*
Рассмотрим теоретические вопросы оценки технологической
эффективности усреднения с учетом методов управления обогати-
тельными процессами. Это позволит выявить требования к схемам
усреднения со стороны обогатительного передела и тем самым
обоснованно решить вопросы стабилизации качества сырья. При
исследовании влияния усреднения на эффективность обогатитель-
ного передела следует учитывать характеристики, отражающие
методы управления процессом, его динамику и статику, а также
динамические и статические характеристики изменчивости каче-
ства руды.
Будем характеризовать обогатительный процесс с помощью
некоторого показателя П(х,у), зависящего от вектора качествен-
ного состава х = {xi, Хг,..., хп} и вектора управлений у= {yi, у2,   ,
ут}. Показателем П может служить извлечение, качество концен-
трата, содержание в хвостах, различные комплексные характери-
стики. Зависимость показателя П от компонентов качественного
состава и управляющих воздействий можно приближенно опреде-
* Раздел написан совместно с А. А. Кругловым.
229
лить регрессионными методами по отчетным данным обогатитель-
ных фабрик или более точно по результатам проведения специаль-
ных промышленных и лабораторных испытаний. Предполагается,
что при каждом векторе качества X существует оптимальное
управление УОПт(Х), при котором функция П(X, У) достигает ма-
ксимального (минимального) значения.
Для большей простоты изложения рассмотрим сначала дву-
мерные модели обогатительных процессов, которые учитывают
один компонент качественного состава X и одно управление У для
случая максимизации показателя П. Считаем, что X(t) представ-
ляет собой стационарный эргодический случайный процесс. В даль-
нейшем покажем, что изложенные результаты можно непосредст-
венно распространить на многомерные модели обогащения.
В двумерной модели обогащения состояния процесса опреде-
ляются полем точек П(х,у), а предельная кривая оптимальных
значений П (х, уОт (х)) является кривой обогатимости 17 (х) и
представляет собой огибающую поля точек [23] (рис. 5.2). Цель
управления обогатительными процессами состоит в обеспечении
максимального среднего значения показателя П (х, у) во времени.
Очевидно, что при заданном среднем значении х компонента ка-
чества х значение П(х,у) зависит от колебаний компонента х и
от методов управления.
Будем оценивать технологический эффект от усреднения с по-
мощью показателя Д77, характеризующего потери от переработки
сырья нестабильного качественного состава при оптимальном
управлении процессом,
А 77=17 (х, уопт(х))— П (х(1), уопт(1)),
где 77 (х, уот, (х)) —значение показателя 77 при полностью усред-
ненном сырье и соответствующем оптимальном управлении. Оче-
видно, что показатель Д77 дает минимальное значение потерь для
любой реализации x(t) изменчивости качества сырья во времени,
поскольку осуществляется оптимальное управление уОпт(7). При
неоптимальном управлении у (f) потери будут больше Д17.
Рассмотрим основные модели управления обогатительными
процессами, которые позволяют выявить влияние усреднения на
их эффективность с учетом наиболее важных факторов, характе-
ризующих изменчивость качественного состава, динамику и ста-
тику обогатительных процессов и особенности алгоритмов управ-
ления.
Модель 1. Управление осуществляется дискретно с перио-
дом Т. Интервал Т может определяться временем получения ин-
формации о значении х, временем затухания переходных процес-
сов в каналах управления и в самом процессе обогащения. В тече-
ние каждого периода Т управление остается неизменным. Управ-
ление состоит в обеспечении значений у = уОт(х) для каждого х,
соответствующего дискретному моменту управления. Модель пред-
230
Рис. 5.2. Максимизация показателя
обогащения вследствие оптимального
управления
Рис. 5.3. Изменение целевой функции
при дискретных методах управления:
1 — оптимальное непрерывное управление;
2 — дискретное управление по точечным
данным; 3 — дискретное управление по ус-
редненным за период Т данным
Рис. 5.4. Изменение целевой функции
при непрерывных методах управления:
1 — псевдооптимальное управление с запаз-
дыванием; 2— оптимальное управление с за-
паздыванием; 3 — оптимальное управление
без запаздывания
полагает, что период управления значительно больше времени
переходных процессов или запаздывания информации. Поэтому
можно считать, что экстремальное значение показателя П дости-
гается мгновенно, т. е. скачком.
В моменты времени t=kT (k=\, 2, 3,...) благодаря управле-
нию показатель П принимает значение /7(х, z/onT(x)), где х—
мгновенное значение в данный момент. В интервалах времени
/6 [kT, (^+1)7') управление у не меняется, а показатель П ме-
няется как функция х при фиксированном у (рис. 5.3).
Модель 2. Управление осуществляется дискретно с перио-
дом Т. Управляющее воздействие устанавливается соответствую-
щим не мгновенному значению х в момент управления, а сред-
нему значению за предшествующий моменту управления интервал
времени Т. Такая модель представляет интерес по двум причинам.
Первая причина — наличие объектов и процессов, для которых
служба опробования качества сырья дает усредненные оценки за
некоторые периоды, например за два часа, смену, сутки. Необхо-
димость такого опробования на большинстве обогатительных фаб-
рик обусловлена большими погрешностями пробоотбора и анали-
зов частных проб, значительной продолжительностью проведения
анализов и т. д. Поэтому получение относительно надежных дан-
ных может быть обеспечено лишь для усредненных показателей
качественного состава. Вторая причина — возможность применения
результатов исследования данной модели к широкому классу обо-
гатительных процессов, для которых имеются отчетные данные
231
только в усредненном виде, например среднесменные или средне-
суточные.
Для рассматриваемой модели в моменты t—kT (&=1, 2, 3,...)
устанавливаются управляющие воздействия у=уОпт(хьт), где
xkT= x((k— 1)Г+0 (И
Так же, как и в модели 1, считаем, что период Т значительно
превосходит длительность переходных процессов и запаздываний
информации. Очевидно, что в отличие от модели 1 управление для
модели 2 не обеспечивает экстремальных значений показателя П
в моменты управляющих воздействий (рис. 5.3,1,3).
Ь\о^лъ 3. Управление осуществляется непрерывно. Дина-
мика процессов обогащения, переходные процессы в каналах
управления или время запаздывания информации учитываются с
помощью некоторого эквивалентного времени транспортного за-
паздывания Т3. В каждый момент t осуществляется управление,
оптимальное для установившегося режима, но не являющееся
оптимальным при наличии запаздывания. Поэтому такое управ-
ление будем называть псевдооптимальным уп0 (рис. 5.4,/). Для
данной модели
y(t) =yno(x(t—T3))
Модель 4. Управление осуществляется непрерывно. Основ-
ные переходные процессы, переходные процессы в каналах управ-
ления и время запаздывания информации учитываются, как в мо-
дели 3, с помощью времени эквивалентного запаздывания Т3.
В каждый момент t устанавливается оптимальное управление
(рис. 5.4,2), обеспечивающее минимизацию средних потерь, обу-
словленных запаздыванием, т. е.
y(t) =yOm(x(t—T3)).
При отсутствии запаздывания (рис. 5.4, 3) оптимальное непре-
рывное управление обеспечивает меньшие потери, чем при нали-
чии запаздывания. При наличии запаздывания и оптимальном не-
прерывном управлении происходят меньшие потери, чем при псев-
дооптимальном управлении в этом случае.
Модель 5. Управление осуществляется дискретно с перио-
дом Т, аналогично модели 1. Переходные процессы и время запаз-
дывания учитываются с помощью эквивалентного времени транс-
портного запаздывания Т3. В моменты t=kT (k=\, 2, 3, ...)
осуществляется оптимальное управление, соответствующее момен-
ту kT— Т3:
У=Уопт (x(kT—T3)).
Модель 6. Управление осуществляется дискретно с перио-
дом Т по среднему значению хкт за предыдущий интервал време-
ни Т, аналогично модели 2. Переходные процессы и время запаз-
232
дывания учитываются с помощью эквивалентного времени транс-
портного запаздывания Т3. В моменты t=kT (k=\, 2, 3, ...) уста-
навливается управляющее воздействие
У — У опт (XkT Т3).
Для всех рассмотренных моделей получены общие аналитиче-
ские соотношения, характеризующие потери.
Модель 1.
Д/7 =
1 Гд2/?
2 дх2
д^П d у д^П Zd у\2' & . 1 &П dy ту»
дхду d х	dy2 \d х} х 2 дх ду d х х

4/7д
(5.8)
где Д/7С и Д/7д — соответственно статические и динамические по-
тери.
Применение формулы (5.8) для случая аппроксимации функ-
ции с помощью полинома второй степени
П(х, у) = ахх2+ Ьхх-\-ауу2-\-Ьуу-}-сху + d
(5.9)
при линейном законе управления у(х) дает следующие резуль-
таты:
=	---— 'ВЛТУ,	(5.10)
с bv
=	te [кт, (*+1)л.	(5.П)
В формулах (5.8) и (5.10) ВХ(Т)—среднее значение струк-
турной функции процесса на интервале времени [0, Т].
Полученную оценку потерь легко интерпретировать, если
учесть, что при подстановке формул (5.11) в выражение (5.9)
при х2 зависимости П(х, уОт(х)) равен ах—
Тогда первый член в выражениях (5.8) и (5.10) можно понимать
как потери вследствие нелинейности предельной кривой для пока-
зателя П, т. е. как статические потери Д17с. Второй член в выра-
жении (5.10) характеризует динамические потери Д77д. Он, со-
держа в качестве сомножителя ВХ(Т), отражает статические и
динамические показатели изменчивости качества руды, период
дискретного управления и, кроме того, учитывает с помощью
коэффициентов ау и с зависимость П от управляющего воздейст-
вия у.
Приведем для остальных рассматриваемых моделей оконча-
тельные результаты при аппроксимации критерия П(х,у) с по-
мощью полинома второй степени [управление у(х) осуществляет-
ся по линейному закону].
233
Модель 2.
4 77 =	~ a-D- - в‘г (О;
*^у	*Лу
z . cl?'	Ьу
У^ = - 2Гу~т[ х((^-1)Т+0 d/-^-; te [kT, (6+1)Г), (5.13)
где ВхТ (Т) — значение структурной функции Вхг(т)
1 Н-т"
^r(t)= т J х(/) J/ ПрИ т=7:
t
DxT — дисперсия процесса XT(t).
Модель 3.
Л л =	- a.) Dr -	Вх (Т3);
4ау
6у
2ау ’
(5.12)
процесса
\ 4ау х) х
У (0 = ~ 2ау Х V ~~
Модель 4.
Л п=(-£- - а*} °* - -£~ в^т*> 11 + г*
\	j	OiZl
АПГ
(5.14)
(5,15)
(5.16)
ЛГЧ
...	с ,, т\ (Т\ ЬУ + с*(1 -гх(тз»
y(i)=-—х^~Тз)гХ(Тз)~
Модель 5.
ЬП=1—-аX\DX------—D
к 4ау х) х 2ау '
АПС
y(i)--т®-
Модель 6.
С2
2tzy
т
Т о •
i-; ielkT, (k + 1)Г],
Д П=—-----axDx
4лу
,	^у с
У(^= — 2ZT ~ 2а
(5.17)
(5,18)
(5.19)
1 Т
-fi
Т ь
lrfx((^-l)7'+t) d/; te [kT, (АН-1)П- (5.21)
о
Л
— DxT
2ау хТ
(5.20)
Анализ полученных соотношений показывает, что структура
потерь Д17 для всех рассматриваемых случаев аналогична. Поте-
234
ри зависят от статической и динамической изменчивости качест-
венного состава перерабатываемого потока руды, параметра Т,
характеризующего дискретность управления, параметра Т3, харак-
теризующего динамику процессов обогащения или каналов управ-
ления, а также параметров модели, описывающей целевую функ-
цию П(х, у).
Следует отметить, что оптимальное непрерывное управление
y(t) для модели 4 принципиально отличается от управления y(t)
для других рассматриваемых моделей. Оно учитывает динамику
изменчивости качественного состава руды с помощью нормирован-
ной корреляционной функции гх(х) и динамику обогатительных
процессов с помощью времени запаздывания Т3. При 7'3 = 0 по-
тери Д/7 и управления y(t) для всех соответствующих моделей
совпадают (см. модели 1 и 5, 3 и 4, 2 и 6).
Потери имеют две составляющие: статическую Д/7С и динами-
ческую Д17д.
Статические потери зависят лишь от дисперсий. При усредне-
нии руды дисперсия уменьшается, что влечет за собой снижение
статических потерь.
Динамические потери зависят от стуктурных функций [см.
формулы (5.3) и (5.4)] качества исходных потоков или характе-
ристик, похожих на структурные функции, методов управления
и параметров Т, Т3, ау и с, причем совместное влияние на потери
дискретности управления и запаздывания больше, чем раздельное.
Особо следует отметить вариант оптимального непрерывного'
управления, обеспечивающего наименьшие динамические потери,,
что видно из сравнения сомножителей Вж(Т3)/4 и Вх(Т3)Х.
X [14-Гх(7з)]/8 соответственно в формулах (5.14) и (5.16).
Из выражений для Д17д следует, что можно ввести показа-
тель S неуправляемости объекта, характеризующий значение ди-
намических потерь в зависимости от изменчивости качественного
состава (корреляционной или структурной функций) и парамет-
ров Т и Т3. Например, для моделей 1 и 2 соответственно
S = BX(T).	(5.22)
S=BxT(T).	(5.23)
Показатель S для остальных моделей аналогичен. Если S«0,
то процесс управляем, если $«1, то неуправляем. Для промежу-
точных значений S процессы слабо управляемы.
Для конкретных обогатительных процессов устранение дина-
мической составляющей потерь или ее уменьшение за счет изме-
нения параметров Т или Т3 практически невозможно или сопря-
жено со значительными трудностями по различным техническим
и технологическим причинам, а также вследствие специфики опро-
бования перерабатываемого сырья (даже при использовании ядер-
но-физических методов анализа качества руд). Однако эти потери
можно устранить с помощью усреднения, поскольку при нем про-
235
исходят уменьшение дисперсий и выполаживание корреляционных
и структурных функций, в результате чего показатели неуправляе-
мости S уменьшаются. В этом случае динамические составляю-
щие потерь уменьшаются, а при достаточно сильной стабилиза-
ции качественного состава могут быть полностью исключены.
Выше была рассмотрена структура потерь для одномерных мо-
делей изменчивости качества и управления. Полученные резуль-
таты можно распространить на многомерные случаи. В частности,
для многомерного варианта модели 1 справедливо соотношение
д/7= —L У (, У	(0) +
2 I dx, dxk	ду i dyi d Xi d xk ] k
j\h=l	/
n / m	л \
+ у LLy_™>,	(5.24)
I 4 dxt dyi d xk I lk
i,k=l \ J=l	J
где Aft-*<2)(0)—корреляционный момент компонентов xt- и xk, при-
чем Afz-z(2)(0) =D(Xi)— дисперсия компонента хг; п и т — число
соответственно учитываемых компонентов и управлений;
<5-25)
1 о
Здесь	—взаимная корреляционная функция случай-
ных процессов Xi(t) и Xk(t), причем Мц(х) представляет собой
корреляционную функцию KXi(x) процесса Xi(t).
Из формулы (5.24) при п=\ и т=\ непосредственно следует
формула (5.8), выведенная для рассмотренного ранее случая дву-
мерной модели.
Для многомерных моделей можно также ввести показатели
неуправляемости обогатительных процессов. Однако они будут
представлять собой матрицу {5гД (где i, k= 1, 2,..., п), элементы
которой при i=k характеризуют показатели неуправляемости по
отдельным компонентам Xi качественного состава, а при i=£k—
взаимные показатели неуправляемости по компонентам Xi и Xk.
Таким образом, в результате усреднения обогатительные про-
цессы из неуправляемых или слабо управляемых становятся
управляемыми, что обеспечивает компенсацию динамической со-
ставляющей потерь. Кроме того, усреднение приводит к уменьше-
нию статической составляющей потерь.
Проанализируем полученные результаты для некоторых пре-
дельных случаев усреднения.
1.	Осуществляется глобальное усреднение, в результате чего
£>х = 0 и Рхт=0. Как следует из формул (5.8), (5.10) — (5.20),
в этом случае отсутствуют как статические, так и динамические
потери, т. е.
Д771=0.
236
2.	В процессе управления идеально отслеживаются значения
X(f), т. е. Т=0, Т3 = 0. В этом случае потери будут только стати-
ческими и определяться нелинейностью кривой П(х,уопт(х)):
= —ах)ох.
\4«у J
3.	Исходный процесс сильно застабилизирован с точки зрения
поведения корреляционных и структурных функций. В этом случае
соответствующие корреляционные и структурные функции меня-
ются очень медленно, поэтому показатели неуправляемости близ-
ки к нулю, динамические составляющие потерь отсутствуют, а по-
тери определяются лишь статической составляющей.
Следовательно, для моделей 1, 3, 4 и 5
д/7 = (—----ax\Dx,
\4«у	/
а для моделей 2 и 6
Д П ==	DxT—axDx.
4ау
4.	Пусть Т<73, Т3<:/3, или T-\-T3<Zt3 (t3— параметр затуха-
ния корреляционных функций). В этом случае потери имеют ста-
тические и динамические составляющие и определяются по фор-
мулам (5.8), (5.10) —(5.20).
5.	Пусть устанавливается управляющее воздействие уо Уот (х)
(соответствующее среднему значению х), которое в дальнейшем
не меняется.
Тогда
П(х, у0) =axx2+bxx+ayyo2 + cxyo+d,	(5.26)
а потери определяются нелинейностью функции (5.9) по аргумен-
ту х, т. е.
ДП5 = — axDx.	(5.27)
6.	Пусть T>t3, T3>t3i или Т+Т3>С. Тогда показатели не-
управляемости равны единице, следовательно, для моделей 1, 3,
4, 5
Д776 = — (ах + — ')ОХ,	(5.28)
\ х 4а,/
а для моделей 2 и 6
Д/76=-ахО:(--^-ОжГ.	(5.29)
Сопоставляя Д176 с Д/7б, видим, что в рассматриваемом случае
потери увеличиваются даже по сравнению с неуправляемыми про-
цессами.
237
Сравнивая полученные результаты, можно получить следующие
соотношения для потерь, соответствующих рассмотренным слу-
чаям:
Д771 й^ А/7 2	А/74	Д7?5 й^ Д77б-	(5.30)
В этом соотношении равенства имеют место при глобальном
усреднении сырья, т. с. при Х(/)=х.
Таким образом, глобальное усреднение обеспечивает полную
компенсацию как статических, так и динамических потерь. В то же
время динамические потери могут быть компенсированы без гло-
бального усреднения при обеспечении более простого и дешевого
режима динамической стабилизации качества сырья.
Динамическая стабилизация может быть осуществлена различ-
ными методами, в частности, использованием наиболее распро-
страненных на горно-обогатительных предприятиях усреднитель-
ных устройств периодического или непрерывного действия.
На многих горно-обогатительных предприятиях динамические
потери значительно превышают статические, например, на Тыр-
ныаузской, Балхашской, Ярославской, Кяхтинской обогатительных
фабриках. Поэтому для таких объектов режим динамической ста-
билизации качества сырья оказывается более целесообразным,
чем глобальное усреднение.
Теоретическое исследование структуры потерь вследствие ко-
лебания качественного состава обогащаемых руд позволяет уста-
новить основные закономерности этого явления. Полученные тео-
ретические результаты в комплексе с другими закономерностями
процессов усреднения являются также основой для построения
оптимальных схем усреднения, расчета их параметров и опреде-
ления эффективности. В частности, формулы для статических и
динамических потерь используются в наиболее перспективных
практических методах расчета эффективности схем усреднения —
имитационных.
5.4. Статические схемы усреднения
Статические схемы или их отдельные звенья функционируют
без осуществления планирования или управления качественным
составом усредняемых руд. Статическое усреднение может быть
реализовано в процессе добычи, при транспортировании руд, а
также при усреднении с помощью специальных устройств, причем
в общем случае предусматривается посортовое усреднение различ-
ных потоков. Рассмотрим особенности статических методов усред-
нения.
Статическое усреднение в процессе добычи обусловлено неиз-
бежным объединением в рудный поток сырья из различных точек
забоя. При этом исходные многомерные корреляционные функ-
ции изменчивости качества руд в недрах трансформируется в одно-
мерные корреляционные функции отдельных рудных потоков. Ука-
занные функции связаны между собой некоторыми преобразова-
238
ниями, учитывающими технологические параметры процессов до-
бычи, например высоту уступа, направление заходки, скорость
продвижения забоя. Исследование этих преобразований позволяет
установить закономерности статического усреднения в процессе
добычи.
Так, при анизотропной модели изменчивости в пределах гори-
зонта и ширине заходки В одномерная корреляционная функция
для потока руды
1 в
Кх(1)(т)=~ У Kx^(x,y)(B-\y\)dy.	(5.31)
№ -В
функция у) получена из двумерной корреляцион-
ной функции Кх(2)(т) изменчивости в пределах горизонта, которую
для экспоненциальной модели находят следующим образом:
/С(2)(т) =Кх(2)(х, у) = DX exp [—amaxl^(«ix2+di«/2+2^ixz/)],	(5.32)
где х и у — проекции вектора т на координатные оси:
= cos2 yfq Ч-s in2 у; bi = sin2 у/^Ч-соз2 у;
di = (l/q2—\) cos у sin у; ? = amax/amin.
Здесь amin и amax — параметры затухания функции Кх(х) в на-
правлениях соответственно минимальной и максимальной измен-
чивости; у — угол между направлением, соответствующим amin,
и направлением заходки. Следует отметить, что функция 7G(2)(x, z/)
в неявном виде учитывает высоту уступа.
При построении корреляционной функции для потока из трех-
мерной корреляционной функции, характеризующей пространст-
венную изменчивость, получаем выражение, аналогичное форму-
ле (5.31):
1 в н
f Kx^{x,y,z)(B-\y\)(H-\z\)dydz,	(5.33)
±в ::н
где В — ширина заходки; Н — высота уступа. Здесь параметры
анизотропии и направление заходки учитываются в трехмерной
корреляционной функции Кх(3) (х, у, z) аналогично тому, как для
функции Лх(2)(*, у) в формуле (5.32). Из формул (5.31) и (5.33)
могут быть определены нормированная корреляционная функция
и дисперсия в потоке руды:
Гх<1>(т)=Кх<1)(т)/П/1);	(5.34)
D/D = K/140).	(5.35)
Анализ формул (5.31) и (5.33) показывает, что в процессе до-
бычи наблюдается эффект статической и динамической стабилиза-
ции качественного состава: уменьшается исходная дисперсия и
выполаживается нормированная корреляционная функция. На
рис. 5.5 и 5.6 представлены соответствующие зависимости диспер-
239
Рис. 5.5. Закономерности статической ста-
билизации в процессе добычи:
/-amax“°>1; *-°тах"0’6; 3“атах-1
Рис. 5.6. Закономерности ди-
намической стабилизации в
процессе добычи:
а —	б — а___—0,5: в —
ш&х * ’ шах **
атах=1; ^-V=0: 2 — у=л/2
сии Z)x(1) и нормированной корреляционной функции гх(1)(т) для
различных значений атах и у, из которых следует, что при у = 0
наблюдается максимальный стабилизирующий эффект усреднения
в процессе добычи.
Таким образом, при сильно выраженной анизотропии природ-
ной изменчивости на стабилизацию в процессе добычи можно
влиять, изменяя как ширину заходки, так и ее направление. В изо-
тропном случае усреднительный эффект зависит только от шири-
ны заходки, с увеличением которой он усиливается.
Статическое усреднение при транспортировании руды. Такое
усреднение состоит в объединении рудных потоков Х(/) из от-
дельных забоев в общий поток:
%(/)= S агЛ (0,
/=1
п
где аг — доля руды i-ro забоя, причем у, а2 = 1;/г — число забоев.
/= 1
При отсутствии корреляционных связей между качественным
составом руд отдельных забоев (если забои достаточно удалены
240
друг от друга) корреляционная функция общего потока определя-
ется по формуле
Кх(т)= S а.2Кхг(т),	(5.36>
i=l
где Кх/(т) — корреляционная функция i-ro потока, определяемая
по формулам (5.31) и (5.33).
Можно показать, что усреднение при объединении рудных по-
токов приводит к уменьшению общей дисперсии по сравнению с
дисперсиями отдельных потоков и к усреднению нормированных
корреляционных функций отдельных потоков. В частности, из фор-
мул (5.34) и (5.36) следует, что для изотропного случая природ-
ной изменчивости или для анизотропного случая, когда направле-
ния продвижения отдельных забоев отличаются незначительно,
нормированные корреляционные функции общего и отдельных по-
токов практически совпадают.
Таким образом, при объединении рудных потоков в основном
проявляется статическая стабилизация качественного состава —
уменьшение дисперсий или размахов колебаний. Так, из форму-
лы (5.36) следует, что при одинаковой производительности забоев
дисперсия в общем потоке примерно в п раз меньше дисперсии,
в отдельных потоках (и — число забоев).
Статическое усреднение с помощью специальных устройств.
Рассмотрим особенности функционирования в статическом режиме
специальных усреднительных устройств непрерывного и периоди-
ческого действия. Такие устройства наиболее широко распростра-
нены на горно-обогатительных предприятиях.
К устройствам непрерывного действия относятся, например,
идеальные смесители, имеющие амплитудно-частотную характери-
стику
| IF (J®) | = 1//(7’2<02+1),
или устройства, реализующие оператор «скользящего среднего»
с амплитудно-частотной характеристикой
где Т — постоянная времени смесителя; со —частота.
В статическом режиме как идеальные работают смесители
(для пульпы или измельченного материала) непрерывного дейст-
вия с интенсивным перемешиванием. Как оператор «скользящего
среднего» функционируют, например, бункера со ступенчатой за-
грузкой вертикальными или горизонтальными слоями, бункера
«органной» конструкции с горизонтальной загрузкой, смеситель
Келли, а также многоячеечные бункера в некоторых режимах
эксплуатации [1,7].
16 Зак. 283	24 Г
Оценка усреднительной способности устройств непрерывного
действия, работающих в статическом режиме, и особенности их
использования подробно рассмотрены в литературе [1, 7, 60]. По-
мимо идеализированных устройств типа идеального смесителя
или устройств, осуществляющих операцию «скользящего средне-
го», исследованы [1, 6, 7] реальные усреднительные устройства,
для которых получены необходимые расчетные формулы и опре-
делены условия, когда они могут быть представлены как иде-
альные.
Сравнение корреляционных функций (или спектральных плот-
ностей) на входе и выходе таких устройств показывает, что они
обеспечивают как статическую, так и динамическую стабилиза-
цию качественного состава: дисперсии уменьшаются, а корреля-
ционные функции делаются более пологими (см. рис. 5.1). Для
идеального смесителя и для оператора «скользящего среднего»
корреляционные функции и дисперсии на выходе определяются по
формулам
оо
*,(т)„=2 f S/(">) cos (от) d <о;	(5.37)
J 1	4- 1
о
т
K»(T)c=4r [(1-----jr) Wx(r+0+K«(T-0}dZ;	(5.38)
0
Dxn — -^-J Kx(r) exp (—т/T) dx;	(5.39)
т о
т
Dxz = J (1 - Kx (t) d t.	(5.40)
о /
где Sx(tt>) и Кх(т)—соответственно спектральная плотность и
корреляционная функция на входе.
Зависимости (рис. 5.7) нормированной корреляционной функ-
ции на выходе идеального смесителя и для устройства типа опе-
ратор «скользящего среднего» при экспоненциальной корреляци-
онной функции на входе показывают, что большим значениям
параметра аТ (в частности, устройству с большей вместимостью)
соответствует большая стабильность качественного состава на вы-
ходе, причем идеальный смеситель при прочих равных условиях
является более эффективным усреднительным устройством. Ана-
логичные зависимости наблюдаются для устройств непрерывного
действия различных типов [1, 7].
К устройствам периодического действия относятся многослое-
вые штабели с горизонтальной загрузкой и торцовой разгрузкой,
многоячеечные бункера с периодической загрузкой и разгрузкой
242
Рис. 5.7. Закономерности стабилизации на выходе идеального смесителя (а) и
типа «оператор скользящего среднего» (б):
1 — аТ=0; 2 — аТ=2; 3 - аТ=б; 4 — аГ-10
отдельных секций, галерейные склады с донным выпуском. В даль-
нейшем для удобства изложения все указанные устройства будем
называть штабелями, при необходимости конкретизируя их тип.
Для нормального функционирования таких устройств необходимо
наличие как минимум двух штабелей (в то время как один шта-
бель загружают, другой разгружают). На горно-обогатительных
предприятиях используют усреднительные штабели как для дроб-
леного, так и для недробленого материала. Усреднение дробле-
ного материала наиболее перспективно, поскольку в этом случае
можно организовать надежный контроль качества входного по-
тока руды, а также обеспечить (за счет формирования достаточно
большого числа слоев) эффективное внутриштабельное (внутри-
периодное) усреднение. Штабели недробленой руды такими воз-
можностями не обладают. Дисперсия Dy качества потока руды
на выходе устройств периодического действия определяется по
формуле
Dy~	+D ВШ)	(5.41)
где DMJ11 и D3ni — соответственно межштабельная и внутришта-
бельная дисперсии.
Полный коэффициент К усреднения для таких устройств нахо-
дят по формуле [1]
К=Уад07=Т(^2мШ + /<2вШ),	(5-42)
где Кмш и Квш — коэффициенты соответственно межштабельного
и внутриштабельного усреднения:
Кмш=У(£>Мш/Рх);	(5.43)
Явш=У(£>вШ/Рх).	(5.44)
16*	243
Межштабельную дисперсию в общем случае находят по фор-
муле
2 т ,	_ ч
(5.45)
где Т — время загрузки штабеля; КДт) — корреляционная функ-
ция исходного потока руды.
Сравнивая формулы (5.45) и (5.40) видим, что дисперсия для
непрерывно функционирующего устройства типа оператор «сколь-
зящего среднего» равна межштабельной дисперсии для устройств
периодического действия (при прочих равных условиях).
Для экспоненциальной корреляционной функции
= —[1- 1 ~exP-L~-Zl)1.	(5.46)
Рассмотренные выше соотношения удобно применять в случае,
когда исходная корреляционная функция получена на основании
обработки результатов достаточно частых точечных опробований
потока руды /(/). На практике обычно имеются усредненные ре-
зультаты опробований за большие интервалы времени, например
за смену или сутки. В этом случае следует рассматривать корре-
ляционную функцию Rx(i) (Z=l, 2, 3,...) случайной последова-
тельности содержаний компонента X в усредненных пробах руды.
Межштабельная дисперсия для штабелей, сформированных из п
усредненных проб, может быть рассчитана по формуле
D = —
И2
2 2 (n~k)Kx(k)-nRx(Q)
/?=о
(5.47)
Закономерности изменения межштабельной дисперсии в зави-
симости от соотношения параметров корреляционных функций,
вместимости штабеля Т аналогичны для непрерывного и дискрет-
ного случаев [7].
Внутриштабельное усреднение обеспечивается за счет разгруз-
ки штабеля слоями вкрест загрузки. Руду в штабель можно за-
гружать горизонтальными, вертикальными или наклонными сло-
ями. Например, бункера или галерейные склады с донным выпус-
ком можно загружать наклонными слоями, а разгружать их
несколькими питателями одновременно. На специальных рудо-
усреднительных комплексах штабели формируют горизонтальны-
ми слоями, а отгружают руду из поперечного сечения роторным
заборным устройством или экскаватором.
В произвольном сечении q штабеля среднее значение Xq содер-
жания компонента X
1 п
п Z = 1
где п — число слоев в штабеле; h — дискретные моменты, соот-
ветствующие загрузке i-ro слоя.
244
Рис. 5.8. К определению эффективности внутриштабельного усреднения в мно-
гослоевых устройствах:
л— число слоев; Т — вместимость штабеля; а — параметр затухания корреляционной функ-
ции
Дисперсия DBU1=D{Xq—Хш}, характеризующая изменчивость
качества Xq руды в сечениях по штабелю относительно среднего
по штабелю Хш, определяется по формуле
1 Г л-’
£>вш=~ 2 у (n—i)Kx(ito)—nKx(Q)
п2 L i=o
о
9 п Т
у f 7G(t?o-T) d т+
пТ ~ б
где t0 = Tln.
. Номограмма определения для экспоненциальной корреля-
ционной функции (рис. 5.8) показывает, что:
при фиксированном числе слоев и увеличении вместимости
штабеля вследствие его удлинения эффективность внутриштабель-
ного усреднения снижается;
245
при фиксированной длине штабеля и увеличении его вмести-
мости в результате возрастания числа слоев усреднительная спо-
собность штабеля повышается;
при фиксированных вместимости и числе слоев штабеля для
более стабильных корреляционных функций (т. е. при меньших
значениях а) эффективность внутриштабельного усреднения уве-
личивается;
при неизменных высоте и длине штабеля эффективность вну-
триштабельного усреднения может быть повышена в результате
увеличения числа слоев, т. е. скорости перемещения загрузочного
устройства;
высокий усреднительный эффект обеспечивается уже при 100—
200 слоях материала в штабеле.
Рассмотренные закономерности позволяют обоснованно подхо-
дить к определению основных параметров усреднительных штабе-
лей различных конструкций для дробленого и недробленого ма-
териала.
Обычно штабели усреднительных комплексов состоят из не-
скольких сотен слоев, а штабели галерейных складов и бункера
могут иметь несколько десятков слоев, например наклонных. Как
показывают расчеты, в реальных схемах усреднения значение аТ
не превышает нескольких единиц. Из номограммы (см. рис. 5.8)
следует, что многослойные штабели рудоусреднительных комплек-
сов являются идеальными усреднительными устройствами. Напри-
мер, комплексы У2Р-600 обеспечивают Квш = 0,0054-0,01, а шта-
бели галерейных складов и бункера могут иметь Квш = 0,104-0,15
и менее. Обычно при расчетах число слоев в штабелях галерей-
ных складов или бункерах принимают равным числу питателей,
что не отражает реальных усреднительных возможностей этих
устройств. Эффективность внутриштабельного усреднения бунке-
ров и галерейных складов может быть значительно повышена в
результате увеличения числа слоев путем уменьшения шага пере-
мещения загрузочного устройства при отсыпке очередного наклон-
ного слоя.
Проведенные промышленные испытания, в частности на ПО
«Каратау», для усреднительных комплексов У2Р-600, многоячееч-
ных бункеров и галерейных складов с донным выпуском подтвер-
дили указанные выше теоретические оценки коэффициентов усред-
нения этих устройств.
Расчеты показывают, что Кмш убывает с увеличением вмести-
мости штабеля Т значительно медленнее, чем 1/УГ, а КВш~1М-
Поэтому часто принимаемая оценка эффективности межштабель-
ного усреднения \1^Т завышена, а внутриштабельного усредне-
ния \Цп — значительно занижена.
Внутриштабельное усреднение характеризуется колебаниями
средних значений качества в отдельных сечениях штабеля. В за-
висимости от крупности материала масса слоя руды, представляю-
щего поперечное сечение штабеля, может колебаться в широких
246
пределах. Например, для комплекса У2Р-600 поперечному сече-
нию соответствует масса слоя руды 15—30 т (при крупности ма-
териала —70 мм), а для усреднительных штабелей крупнокуско-
вого материала с экскаваторной отгрузкой эта масса может до-
стигать 500 т и более. Указанное обстоятельство следует учиты-
вать при оценке эффективности работы устройств с точки зрения
требований обогатительного передела к стабильности качества
единичных объемов руды.
Если при отгрузке штабеля не обеспечивается подача материа-
ла из всех слоев (что является обычным), то в отгружаемом по-
токе руды возникают дополнительные колебания качественного
состава. Характер этих колебаний зависит от числа слоев в шта-
беле, одновременно пересекаемых разгрузочным устройством,
закономерностей укладки руды в пределах одного слоя при за-
грузке, особенностей сегрегации материала по крупности, плот-
ности и содержаниям различных компонентов, а также от техно-
логии отгрузки руды из штабеля. Например, при экскаваторной
отгрузке многослоевого штабеля дробленой руды (для экспонен-
циальной корреляционной функции)
DBU1=F(x)+F(y)+ 2ехр (— -у)sh -^-ch^-^- — у
(5.48)
2(1	1
где х=аТ; у = аТ ; F(t) = —11---— [1 — ехр (—/)Н;7’ —время
загрузки всего штабеля; Т' — время загрузки, соответствующее
числу слоев, одновременно пересекаемых разгрузочным устрой-
ством.
При использовании данной формулы для определения диспер-
сии в отгружаемом потоке предполагается, что не происходит зна-
чительного перераспределения содержаний компонентов в связи
с сегрегацией материала.
При отгрузке штабеля экскаватором в поперечном направле-
нии с периодом То корреляционная функция отгружаемого потока
руды
K/tfxD вш COS (сОоТ) ,
где о)о=2л/То — колебания, обусловленные цикличной работой
экскаватора.
Однако вследствие высокой частоты такие колебания могут
быть отфильтрованы в последующих усреднительных устрой-
ствах сравнительно небольшой вместимости. Таким образом,
можно считать, что и в этих случаях также обеспечивается
высокий уровень внутриштабельной стабилизации качественного
состава.
Усреднительные устройства периодического действия доста-
точно большой вместимости имеют значительные преимущества
перед устройствами непрерывного действия с точки зрения управ-
ления последующими обогатительными процессами. На выходе
устройств непрерывного действия качественный состав, несмотря
247
на стабилизацию показателей изменчивости, непрерывно меняет-
ся во времени, а усреднительные устройства периодического дей-
ствия обеспечивают кусочно-постоянное изменение качественного
состава руды на выходе с длительностью периода стабилизации,
равной времени Т разгрузки штабеля. При Г, превышающем не-
сколько смен, такое усреднение позволяет более эффективно и
просто управлять процессами обогащения, чем при непрерывно'
меняющемся качественном составе.
Кроме перечисленных преимуществ, усреднительные устройства
периодического действия позволяют более просто организовать,
планирование горных работ и управление ими, особенно при жест-
ких требованиях к показателям состава шихты, в частности, при
посортовой переработке руд.
При дальнейшем анализе работы динамических схем усредне-
ния, методов определения их эффективности и расчета их пара-
метров также рассматриваются непрерывные и периодические
режимы стабилизации. Указанные выше особенности таких режи-
мов действительны и в этих случаях.
5.5.	Динамические схемы усреднения
Динамическое усреднение, предусматривающее планирование
или управление качественным составом руд, осуществляется на
различных стадиях его формирования: при добыче, транспорти-
ровании руды, в специальных устройствах.
Функционирование динамических систем усреднения на ста-
диях добычи и транспортирования значительно облегчается при
наличии усреднительных устройств.
В зависимости от специфики горно-обогатительных предприя-
тий можно использовать различные комбинации динамических и
статических звеньев усреднения, отличающиеся не только типом,
но и порядком расположения в общей системе усреднения.
Динамические схемы усреднения имеют ряд особенностей, ко-
торые делают их применение в ряде случаев обязательным или
желательным. Рассмотрим эти особенности.
Динамическое усреднение в процессе добычи — обязательная
операция, основное назначение которой состоит в обеспечении
требуемых средних показателей качества для достаточно больших
объемов шихты (сменных, суточных, декадных). На данном этапе
на основе информации по опробованию качества руд в добычных
блоках осуществляют оперативное планирование горных ра-
бот и управление добычным оборудованием в режиме усред-
нения.
При этом используют результаты детальной и эксплуатацион-
ной разведки, анализы буровзрывного шлама, результаты опро-
бования геофизическими, в частности ядерно-физическими, ме-
тодами.
Динамическое усреднение в процессе добычи особенно эффек-
тивно при селективной отработке месторождений, поскольку при-
248
водит к дополнительному снижению изменчивости свойств наи-
более существенных компонентов качества руд в потоках отдель-
ных типов по сравнению с изменчивостью при валовой отра-
ботке.
При оперативном планировании и управлении горными рабо-
тами стремятся обеспечить необходимые средние показатели ка-
чественного состава в планируемых объемах руды в условиях
ограничений, связанных с процессами добычи и эксплуатации гор-
нотранспортного оборудования и рудника в целом. Допустимые
значения планируемых средних показателей качества определяют
требования, предъявляемые к рудной шихте с учетом возможности
раздельного обогащения руд различных типов.
Объемы руды, для которых прогнозируют средние показатели
качественного состава, и графики отработки рудных блоков зави-
сят от наличия усреднительного склада. При отсутствии склада
они обычно соответствуют объемам сменной или суточной добычи
рудника, а при наличии склада — его вместимости. Если склад име-
ет достаточно большую вместимость (порядка нескольких смен),
то появляется возможность применения более простых алгорит-
мов планирования и управления горными работами, в частности
реализации более простых графиков отработки рудных блоков.
В зависимости от конкретных горнотехнических условий фор-
мулировка задач оперативного планирования и управления и ме-
тоды их решения могут быть различными.
Следует отметить такую особенность: при реализации опти-
мального плана часто не обеспечиваются требуемые средние пока-
затели хп качества шихты в планируемых объемах, поскольку
фактические средние х/ф в объемах руды из отдельных забоев
могут существенно отличаться от планируемых х1П. Средние хп и
Xin связаны зависимостью
Л’п= S XinqilQ,
i=\
n
где qt — объем руды из i-ro забоя; Q = 2 Qt — общий объем руды;
/=1
п — число забоев.
В связи с этим возникает необходимость определения по за-
данной доверительной вероятности Р доверительного интервала
[хп—А, Хп+А] для фактического среднего хф. Расчеты выполняют
по соотношению
Р = вер {хп—А<Хф<Хп+А},
где А = Ф-1 (Р)а(Хп) находят с помощью интегральной функции
Лапласа, причем
о(х„)=1/ ( S <7.2£>,/Q).	(5.49)
Здесь Di — дисперсии значений хг п в порциях руды (смысл
показателей qt, Q и п пояснен выше).
249
п
а = Кх (p—pi) d р
Z=1 5
С учетом полученных доверительных интервалов проверяют,
удовлетворяет ли планируемый объем руды требованиям, предъяв-
ляемым к шихте. При необходимости осуществляют корректиров-
ку плана, которую производят также вследствие непредвиденных
остановок добычного оборудования и транспорта.
Таким образом, при составлении оперативных планов необхо-
димо определять не только средние значения xt п в планируемых
объемах qi, но и дисперсии Di этих средних.
Соотношение (5.49) можно также использовать для обоснова-
ния необходимого числа добычных забоев, вместимости рудного
склада и параметров сети опробования.
Средние значения xi п и их дисперсии Di при составлении и
проверке оперативного плана находят методами геостатистики.
Применение таких методов позволяет перейти от точечных оце-
нок качества руды, получаемых при опробовании добычных бло-
ков, к объемным оценкам. Рассмотрим некоторые особенности
расчета и свойства этих показателей.
Для повышения точности и надежности плана целесообразно
использовать оптимальные активные методы прогноза. В частно-
сти, в качестве оценки х* отклонения истинного среднего значе-
ния в блоке х' от значения, определяемого по детерминированной
составляющей изменчивости, можно использовать формулу
а п
х* = — S Xi,	(о.50)
п z=i
где Xi — отклонения результатов опробования в соответствующих
точках pi добычного блока от значений детерминированной со-
ставляющей изменчивости; п—число точек опробования. Попра-
вочный коэффициент а находят из условия минимизации диспер-
сии D(x*—х') погрешности прогноза
S 2 2 KxtPi—Pi)] ,
Z=1 j=l	J
где s — площадь рассматриваемого блока руды.
Дисперсия погрешности прогноза определяется следующим
образом:
D (х*—х') =I—a2 S S Kx(pi—pj)/n2,
z=i j=\
где 1 = -^-^ Kx(p-p') dpdp'.
s“ s
Оптимальная оценка [см. формулу (5.50)] является частным
случаем крайгинга [31]
п
х* = S ара,
z=i
но она более удобна для количественной интерпретации эффек-
250
тивности применения оптимальных оценок. Коэффициенты сц и
поправочный коэффициент а [при экспоненциальном типе КДт)]
связаны соотношением
0<а<1; Z di = a; а^О.
4=1
Таким образом, абсолютное значение оптимальной оценки с
поправочным коэффициентом а всегда меньше средней арифме-
тической. Это различие может быть весьма значительным, осо-
бенно при малом числе точек опробования в блоке, что, как
правило, наблюдается при оперативном планировании горных
работ.
Перечислим основные свойства геостатистических оценок, ко-
торые необходимо учитывать при планировании качественного со-
става шихты в процессе добычи [1]:
дисперсии погрешностей прогноза и значения коэффициентов
в соответствующих оценках средних показателей зависят от пара-
метров корреляционной функции (с учетом анизотропии и раз-
рыва корреляционной функции при |т|=0), размеров и формы
блока, его расположения относительно сети опробования и числа
точек опробования;
конкретные результаты опробования не оказывают влияния на
дисперсии погрешностей прогноза;
с увеличением числа учитываемых точек опробования оп-
тимальные процедуры прогноза в большей степени влияют на
оценку среднего показателя в блоке, чем на погрешность прог-
ноза;
дисперсии погрешностей прогноза в добычных блоках при
использовании оптимальных процедур зависят от числа точек
опробования — пропорциональны 1/п2, а дисперсии, определяемые
традиционными методами математической статистики, — пропор-
циональны 1/п.
Таким образом, использование оптимальных активных мето-
дов прогноза позволяет значительно повысить точность формиро-
вания качества шихты при планировании горных работ в режиме
усреднения.
Динамическое усреднение в процессе транспортирования руды,
необходимо при формировании рудных потоков непосредственно
из забоев. Оно реализует результаты планирования горных работ
и обеспечивает формирование рудных потоков с требуемым каче-
ственным составом. В случае значительных отклонений процессов
транспортирования добытой руды от запланированных корректи-
руют оперативный план горных работ и вырабатывают соответст-
вующие новые параметры управления для транспорта.
Как отмечалось выше, при наличии усреднительных складов
управление транспортом в режиме усреднения значительно облег-
чается. С увеличением вместимости складов упрощаются алго-
ритмы управления, а запланированные графики движения транс-
251
порта в меньшей степени подвержены необходимости корректи-
ровки.
На последующих этапах транспортирования руды может быть
обеспечено также дополнительное динамическое усреднение в ре-
зультате применения операций рудоподготовки: радиометрической
и механической сортировки, радиометрической сепарации, сепара-
ции в тяжелых средах, промывки. Усреднение руды в этих опера-
циях носит побочный характер, причем механизм стабилизации
аналогичен механизму стабилизации при селективной добыче руд.
Образующиеся в результате процессов рудоподготовки потоки
усредненного сырья в дальнейшем могут поступать непосредст-
венно в переработку, а при необходимости — полностью или час-
тично в последующие стадии усреднения, в частности, в дозиро-
вочно-смесительные системы.
Динамические режимы работы усреднительных устройств мо-
гут быть реализованы с помощью различных методов управления
качественным составом рудных потоков на входе или выходе
усреднительных устройств. В последние годы выполнен ряд иссле-
дований динамических режимов и разработок, связанных с их
практической реализацией для различного вида минерального
сырья: железорудного, асбеста, угля, апатита и др. (работы
П. П. Бастана, Г. И. Близнюка, А. Ю. Большакова, М. 3. Пайки-
на, Ю. В. Панича и др.).
Наибольший практический интерес представляют следующие
методы управления рудными потоками при динамических режи-
мах работы усреднительных устройств:
циклическое управление рудными потоками, поступающими в
статические непрерывно функционирующие усреднительные уст-
ройства;
управление входными потоками, поступающими в усреднитель-
ные устройства периодического действия, при подшихтовке некон-
диционных штабелей;
управление входными и выходными потоками в дозировочно-
смесительных усреднительных устройствах.
Циклическое управление рудными потоками
(применение циклических алгоритмов управления) эффективно,
если требуется подать в усреднительное устройство непрерывного
действия объединенный поток руды (например, из отдельных за-
боев в бункер или из нескольких ячеек бункера в мельницу), а по
тем или иным причинам такое объединение обеспечить затрудни-
тельно. В частности, потоки трудно объединить при использовании
железнодорожного транспорта или при подаче руды в мельницы
одновременно несколькими бункерными питателями, каждый из
которых настроен на среднюю производительность мельницы.
В таких случаях общий поток, как правило, формируется случай-
ным образом из порций руды отдельных потоков.
В работе [1] сравнивается эффективность применения на вхо-
де усреднительного устройства непрерывного действия цикличе-
252
ского алгоритма управления и алгоритма случайного формирова-
ния потока. При этом рассмотрены два варианта: I вариант —
содержания компонента X в отдельных потоках на очередной
период планирования считаются постоянными; II вариант — учи-
тывается случайный характер изменчивости качества руд в от-
дельных потоках. Показано, что для обоих вариантов циклическо-
го алгоритма существует один и тот же оптимальный алгоритм
управления исходными потоками, который строят, исходя из сред-
них значений рассматриваемого компонента в потоках. Цикличе-
ское управление входными потоками по сравнению с алгоритма-
ми случайного управления значительно повышает степень усред-
нения. При относительно небольшой вместимости усреднительного-
устройства (порядка двух-трех порций руды, подаваемой в одном
цикле) хорошие результаты дает просто выдерживание циклич-
ности в алгоритме управления. Работа рассмотренной усредни-
тельной схемы эквивалентна работе усреднительного устройства
непрерывного действия, на вход которого подается объединенный
поток руды.
Разработан эффективный способ [1] усреднения руды в бун-
керах обогатительных фабрик или на галерейных складах с дон-
ным выпуском и циклическим алгоритмом управления разгруз-
кой руды различными питателями. Автоматические системы,,
реализующие указанный способ усреднения, внедрены на обога-
тительной фабрике и галерейных складах ПО «Каратау», а так-
же на обогатительной фабрике Ярославского ГОКа.
Управление при подшихтовке некондицион-
ных штабелей (усреднительные устройства периодического
действия) решает задачи внутриштабельного и межштабельного
усреднения. Особенности статических режимов межштабельного и
внутриштабельного усреднения были рассмотрены выше (см.
разд. 5.4).
Межштабельное усреднение может быть обеспечено также в
динамическом режиме — с подшихтовкой штабеля по результатам
опробования входного потока руды. Динамическая схема требует
значительно меньшей вместимости штабелей, чем статическая.
Однако следует отметить, что реализация такого режима при не-
обходимости подшихтовки по нескольким компонентам затрудни-
тельна.
Эффективность динамической системы усреднения определяет-
ся объемами усреднительных сооружений и подшихтовки. Пусть хв.
и хн— соответственно верхняя и нижняя допустимые границы
содержания компонента X в штабеле; хш — среднее содержание
компонента X в штабеле до его подшихтовки; Хбг и хбд — средние-
содержания компонента X соответственно в богатой и бедной ру-
де, используемой для подшихтовки; 6 — полудиапазон допустимых
колебаний хш,
6 = 0,5(хв—хн).	(5.51)
253
Средние относительные объемы т]бд и т]бг подшихтовки некон-
диционных штабелей соответственно бедными и богатыми рудами
определяют по формуле:
^ср
^бд ( .V в — X бд) ’
где Дср
Дер
^бг (X бг — Хн) ’
'мш ехр (- &2/2ст2МЦ1)
/2к	2 Ф (5/змш)
-8;
(5.52)
(5.53)
Ф(6/омш)—значение интегральной функции Лапласа для аргу-
мента 6/омш; Дср — среднее значение абсолютного отклонения хш
ЮТ X',	D мш>
Относительный объем руд, идущих на подшихтовку,
.0 = (Пбг+т]бд) Л	(5.54)
где вероятность Р появления некондиционного штабеля опреде-
ляют по формуле
Р=0,5—Ф(6/амш).	(5.55)
Величины т]бг, Лбд, 0 и Р — убывающие функции вместимости
штабеля [7]. Поэтому весьма просто определить минимальный
объем штабеля с учетом необходимых технологических ограниче-
ний на вместимость штабелей, объемы подшихтовки и вероятно-
сти некондиционных штабелей.
В табл. 5.2 приведены технологические показатели закономер-
ности функционирования динамической схемы усреднения для
различного вида сырья рудника Жанатас ПО «Каратау». Иссле-
довали три вида сырья: товарную руду, кремнистое сырье и бо-
Таблица 5.2
Технологические показатели функционирования динамической системы
межш табельного усреднения
Вместимость	Товарная руда			Богатая руда			Кремнистое сырье		
усреднитель- ного штабеля, сут	’Ь %	р	₽, %	Т), %	Р	р, %	т(, %	р	₽. %
1	15,3	0,52	7,8	15,1	0,66	10	23,9	0,76	18,4
2	15,3	0,52	7,8	13,5	0,64	8,6	20,4	0,74	15,0
3	12,5	0,44	5,4	12,5	0,60	7,6	17,7	0,70	12,4
4	10,4	0,38	4,0	11,4	0,58	6,6	15,8	0,68	10,6
5	8,8	0,32	2.8	10,7	0,56	6,0	12,4	0,60	9,0
6	7,7	0,28	3,2	9,8	0,54	5,2	12,4	0,60	7,4
7	7,0	0,24	1,6	9,1	0,50	4,6	11,3	0,58	6,6
8	6,0	0,18	1,2	8,4	0,48	4,0	9,2	0,54	5,6
9	5,8	0,16	0,8	7,9	0,46	3,6	9,2	0,52	4,8
10	4,7	0,12	0,6	7,4	0,44	3,2	8,2	0,48	3,8
.254
гатую руду. Лимитирующие компоненты: содержание нераствори-
мого остатка (SiO2+Al2O3) — для товарной руды (24—24,5 %) и
кремнистого сырья (80—84 %), Р2О5 — для богатой руды
(28—28,4 %).
Практика эксплуатации рудничных складов показывает, что
удовлетворительная организация их работы может быть обеспечена
при значении показателя ц, не превышающем 10—15 %. Это зна-
чение может быть принято в качестве ограничения при выборе
вместимости штабеля, в частности для рассматриваемых видов
сырья минимальная вместимость единичных штабелей соответст-
венно должна составлять 4; 5 и 7 сут (исходя из 10 % объема
подшихтовки). Расчеты, выполненные для ряда обогатительных
фабрик (в том числе и для ПО «Каратау»), показали, что при
т)= 104-15 % и 0 = 24-7 % динамические схемы усреднения позво-
ляют в несколько раз уменьшить вместимость усреднительных
устройств.
При оперативной подшихтовке усреднительных штабелей воз-
никает необходимость создания определенных запасов богатых и
бедных руд. Эти запасы должны обеспечить возможность прове-
дения подшихтовки как для единичных штабелей, так и для слу-
чаев, когда несколько штабелей подряд будут некондиционными
и характеризоваться отклонением (в одну и ту же сторону) каче-
ственного состава от требований, предъявляемых к шихте. Полу-
чены расчетные соотношения и универсальные номограммы [1, 7]
для определения необходимых запасов руд для подшихтовки в
неблагоприятных технологических условиях. Установлено, что-
в самых неблагоприятных случаях эти запасы должны опреде-
ляться из расчета обеспечения подшихтовки 3—4 штабелей.
Управление потоками в дозировочно-смеси-
тельных системах стало задачей, решаемой в последние-
годы. В связи с развитием инструментальных методов опробова-
ния качества руд, в частности ядерно-физических, интенсивно про-
водятся исследования в целях создания эффективных динамиче-
ских схем усреднения на основе непрерывного контроля и управ-
ления качеством рудных потоков. Эти схемы получили название-
дозировочно-смесительных систем (ДСС). Возможны различные
модификации таких схем. Рассмотрим достаточно общую моди-
фикацию, позволяющую установить основные закономерности ра-
боты ДСС.
Управление потоками в ДСС предполагает разделение исход-
ного потока руды x(t) по тем или иным признакам на некоторое-
количество потоков Xi(f) (i= 1,2,..., п). В частности, в ДСС воз-
можно разделение потока x(t) на потоки xt(/) по гранулометри-
ческому составу с помощью системы грохотов. Значения х;(/)
меняются в достаточно узких диапазонах [xt-—Дхг-, хг+ДлД, где
Xi — среднее значение xt-(Z); Дх,— предельно допустимое отклоне-
ние Xi(t) от Xi. Каждый поток Xi(t) поступает в отдельную ячейку
или секцию ДСС. Руду отгружают из всех секций отдельными
255.
потоками Xi'(t) с некоторыми расходами в общем случае
меняющимися с течением времени t. Отгружаемые потоки объеди-
п
няются в общий поток х'(t) с расходом Q = V QJZ). Среднее
z=i
значение потока на выходе ДСС зависит в общем случае от вре-
мени /:
п
x'(t)= S ai(t)Xi,
Z=1
где az(O=Qz(O/Q-
При достаточно большом числе разделяемых потоков корреля-
ционная функция на выходе ДСС стремится к некоторой предель-
ной корреляционной функции, причем дополнительная дисперсия
D'(x), обусловленная ограниченным числом потоков, определяет-
ся по формуле
D' (х) ^D(x}/n3,
где D(x) —дисперсия исходного потока руды.
Таким образом, D'(x) в потоке на выходе быстро (пропор-
ционально 1/п3) стремится к нулю с увеличением числа разделяе-
мых потоков. Поэтому при « = 5-4-10 расчет эффективности усред-
нения на выходе ДСС можно производить лишь с учетом сред-
них значений х, и значений не принимая во внимание коле-
бания качественного состава в пределах отдельных ячеек.
Дозировочно-смесительный режим может быть реализован, на-
пример, при использовании многоячеечных бункеров, системы
силосов или сортовых усреднительных складов с дозированным
формированием потока руды на их выходах. Для отдельных по-
токов, особенно при небольшом их числе, можно производить
дополнительное усреднение руды, например с помощью статиче-
ской схемы.
При разгрузке руды из ДСС, применяя соответствующие ме-
тоды управления потоками, можно реализовать следующие основ-
ные режимы стабилизации качественного состава:
периодической стабилизации;
идеального непрерывного смешивания;
непрерывной стабилизации в требуемом диапазоне.
В первом режиме отгрузку производят одновременно из всех
ячеек с производительностью Qzr, пропорциональной фактической
доле az г руды потоков Xi(t) за предыдущий период Т (Т соответ-
ствует общей вместимости устройства). В следующий период Т
производительность Qi т меняют в соответствии с новыми значе-
ниями az 7. Такая схема обеспечивает высокую внутрипериодную
стабилизацию. При наличии резервных секций с богатыми и бед-
ными рудами может быть также реализована динамическая схема
усреднения с непрерывной подшихтовкой богатой или бедной ру-
дой с необходимой производительностью. По сравнению с анало-
256
гичным режимом, реализуемым с помощью многослоевых 'Штабе-
лей, режим периодической стабилизации в ДСС требует примерно
в 2 раза меньших объемов усреднительных устройств (при контро-
ле одного компонента качественного состава).
Во втором режиме отгрузку производят из всех ячеек с произ-
водительностью пропорциональной фактической доле at(t)
руды потока Xi(t) в устройстве в момент t. При этом режиме
уставки Qi(Z) меняются непрерывно. Такое управление разгруз-
кой ДСС обеспечивает режим стабилизации, эквивалентный дей-
ствию непрерывно функционирующего идеального смесителя с по-
стоянной времени, равной времени разгрузки ДСС. Особенность
этого случая состоит в том, что для большого объема сыпучего
материала обеспечивается эффективная стабилизация, которая не
может быть реализована для сыпучих материалов в статических
схемах усреднения.
Третий режим стабилизации предусматривает непрерывный
контроль качества сырья в отгружаемом потоке. При фиксации
недопустимых отклонений качественного состава обеспечивают их
компенсацию. Необходимое управление производят, изменяя со-
отношение расходов потоков с высокими или низкими содержани-
ями компонента или выделяя из выходного потока потоки более
богатой или более бедной руды и направляя их в соответствую-
щие секции ДСС.
Третий режим работы ДСС обычно предусматривает разделе-
ние исходного потока на три: кондиционный, богатый и бедный.
В некоторых модификациях ДСС кондиционный поток направляют
на переработку, минуя усреднительное устройство, что позволяет
уменьшить вместимость устройства. Однако можно показать, что
при обеспечении достаточно высокого уровня стабилизации доля
кондиционного потока будет незначительной.
Следует отметить, что в отличие от первых двух режимов ра-
боты ДСС, которые всегда осуществимы, третий режим в отдель-
ные периоды может быть нереализуемым из-за отсутствия руды
необходимого качества. Для исключения таких ситуаций необхо-
димо иметь резервные запасы богатых и бедных руд, определяе-
мые по формулам, аналогичным формулам (5.51)— (5.55), соот-
ветствующим обеспечению подшихтовки некондиционных штабе-
лей. Можно показать, что при прочих равных условиях для под-
шихтовки некондиционных штабелей требуются меньшие запасы
богатых и бедных руд, чем для третьего режима работы ДСС.
Таким образом, применение ДСС позволяет создать эффектив-
ные динамические схемы стабилизации, которые имеют по срав-
нению с другими устройствами ряд преимуществ и, в частности,
значительно меньшую усреднительную емкость (при однокомпо-
нентном усреднении).
К недостаткам ДСС следует отнести сложность эксплуатации
таких систем, а также трудности их реализации при необходи-
мости многокомпонентного усреднения.
17 Зак. 283	257
5.6.	Имитационные методы определения эффективности систем
усреднения и расчеты их параметров *
До недавнего времени технологическую эффективность усред-
нения определяли двумя способами: по результатам промышлен-
ных экспериментов и на основании исследования математических
моделей технологических процессов обогащения. Преимущества
промышленных экспериментов очевидны, однако во многих слу-
чаях проведение их затруднительно. Математическое моделирова-
ние позволяет оценивать эффективность расчетным путем, но при
этом из-за невозможности учета многих существенных факторов;
процессов обогащения получают заниженную оценку технологи-
ческой эффективности усреднения или противоречивые резуль-
таты.
В последние годы получил развитие комбинированный метод
оценки технологической эффективности усреднения — метод ими-
тационного моделирования, который позволяет с учетом особен-
ностей математических моделей процессов обогащения и отчетных
данных обогатительных фабрик моделировать эти процессы с по-
мощью ЭВМ и направленно (в соответствии с математическими
моделями процессов) интерпретировать эти отчетные данные как
результат активного эксперимента [2, 3, 8].
Метод имитационного моделирования особенно эффективен при
проведении расчетов, связанных с многокомпонентным усредне-
нием. И хотя оценка технологической эффективности в этом слу-
чае сопряжена с рядом трудностей принципиального характера,
обусловленных необходимостью формирования реализацией с
требуемыми уровнями стабильности качественного состава, обес-
печения достаточно представительного объема данных в реализа-
циях и компенсации обычно существенных смещений средних зна-
чений различных компонентов качественного состава, они могут
быть преодолены.
Имитационный метод можно применять как для одного, так и
для нескольких компонентов состава питания процесса. Однако-
следует отметить, что последовательное рассмотрение эффектив-
ности однокомпонентной стабилизации дает, как правило, значи-
тельно заниженные или даже противоречивые результаты, а сум-
мирование однокомпонентных эффектов не отражает фактическо-
го эффекта. Имитационный метод позволяет выявить совокуп-
ность наиболее существенных факторов качественного состава,
колебания которых наиболее вредны.
Как было показано в разд. 5.3, технологический эффект усред-
нения складывается из двух составляющих: статической и дина-
мической. Рассмотрим особенности их определения имитацион-
ным методом с учетом математических моделей этих составляю-
щих.
* Раздел написан совместно с А. А. Кругловым.
2'58
Метод определения статической составляющей эффективности
усреднения [2]. Рассматривают k компонентов Xt (i=l, 2,..k)
качественного состава руды и m технологических показателей у)
(j=l,2,..пг), характеризующих работу обогатительной фабри-
ки. Находят средние значения Xi и yi соответственно компонентов
качественного состава руды и технологических показателей обо-
гащения в массиве исходных данных. С некоторым шагом задают
значения параметра t{n\ например t(n) = 2\ 1,8; 1,6; 1,4;..., и строят
/г-мерные окна размером xi±t{n}Oi для «просеивания» исходных
данных. Здесь ог — стандарт компонента xi, параметр t{n} характе-
ризует размах колебаний отдельных компонентов около средних
значений, т. е. статическое усреднение.
Можно показать, что между параметром и коэффициентом
усреднения К(л), соответствующим п-му статистическому окну, су-
ществует соотношение
/C«)^<«)/3.
С помощью п-го окна (п=1, 2, 3,..., р), которое соответствует
n-му значению параметра t{n\ последовательно производят «про-
сеивание» исходных данных. «Просеивание» заключается в отборе
результатов (i= 1, 2,..., k) и у,-^ (/=1,2,..., m) тех смен,
для которых
Х£(л) 6 [х(—t^Oi, Х, + ^Л)О(].
Для п-го окна находят соответствующие средние значения
х/Ч которые сравнивают с соответствующими значениями xt>
исходного массива. В общем случае вследствие асимметрии рас-
пределений всех или отдельных компонентов xi значения х£ и х£(л)
могут отличаться друг от друга. Поэтому может произойти сме-
щение средних значений просеянных данных х£(л) по сравнению
со средними Xi исходных данных. Такое явление не позволяет
объективно оценивать результаты усреднения. Поэтому необхо-
димо произвести компенсацию таких смещений. Компенсация мо-
жет быть выполнена различными способами, например с помощью
смещения «окна просеивания» [2].
Если смещения Ax£(n)=x£(n)—х£ превышают некоторые заранее
заданные достаточно малые 6£, то производят корректировку н-го
«окна просеивания». Для скорректированного «окна» устанавли-
вают размеры
Xi~\Xi^±t^Oi.
Далее производят повторение рассмотренной выше процедуры
«просеивания». Для и-го «окна» находят соответствующие сред-
ние или средневзвешенные значения технологических показателей
/7/(/г) (/= 1, 2, 3,..., пг), приращения Az7/n) =/7/л)—у/, а также стан-
дартные отклонения oy/(n) и о£(л). Последние используют для опре-
деления фактических коэффициентов усреднения, соответствующих
различным «окнам просеивания», а также выявления влияния
усреднения на степень стабилизации технологических показателей
обогащения.
17*
259
Кроме того, для проверки адекватности применяемых методов
имитационного моделирования процессам усреднения производят
теми или иными способами оценку нормальности распределения
моделируемых статистических выборок.
Далее строят зависимости Ayj=f(t). Число «окон просеивания»
р определяют из условия обеспечения достаточной надежности
результатов с учетом полученных значений ст^/(п).
В рассмотренном методе значения на каждом шаге моде-
лирования одинаковы для всех компонентов. Возможна модифи-
кация этого метода для случая, когда на очередном шаге значе-
ния tiw будут разными для различных компонентов x-t. Такая мо-
дификация позволяет учитывать, например, неодинаковые зако-
номерности усреднения различных компонентов.
Применение данного метода для оценки статической составля-
ющей эффективности усреднения позволило получить надежные
результаты на ряде объектов, для которых другие методы оказа-
лись непригодными. Например, для Оленегорского ГОКа, Тырны-
аузского ВМК, Ярославского ГОКа, Кяхтинской обогатительной
фабрики, обогатительной фабрики Шахтоминского рудника были
определены соответственно следующие значения статической со-
ставляющей потерь извлечения, %: 0,6; 1,6; 0,8; 1,0; 0,2.
Промежуточные результаты определения эффекта статического
многокомпонентного усреднения для Тырныаузской обогатитель-
ной фабрики приведены ниже.
Влияние многокомпонентной стабилизации на уменьшение статических потерь Ле
на Тырныаузской обогатительной фабрике
................. 2	1,5	1	0,9	0,8	0,7	0,6
Де........................................................ 0	0,2	0,3	0,7	Г	1,5	1,6
Метод определения динамической составляющей эффективно-
сти усреднения [3] позволяет выделять из массива отчетных дан-
ных о работе обогатительной фабрики некоторые совокупности
многомерных реализаций качественного состава руды с различны-
ми значениями показателя неуправляемости и соответствующих
технологических показателей обогатительных процессов (напри-
мер, извлечение, качество концентрата и т. д.). Поскольку исполь-
зуются фактические данные, то свойства обогатительных процес-
сов и особенности методов управления для различных уровней
стабильности качества сырья проявляются в значениях технологи-
ческих показателей процессов. Метод основан на следующем свой-
стве реализаций случайных процессов: при фиксированном раз-
махе колебаний А реализациям, имеющим большую длину L,
соответствуют более пологие корреляционные функции. Аналогич-
ным свойством обладают реализации при фиксированной длине L
и при уменьшении размаха А.
Метод можно использовать при обработке как оперативной,
так и неоперативной, например среднесменной, информации обо-
гатительных фабрик. Можно показать, что моделируемым при об-
работке среднесменных данных более стабильным реализациям
260
среднесменных показателей соответствуют более стабильные (по
значению показателя Dx) реализации оперативной информации
(например, при обработке двухчасовых или часовых данных). При
этом полная дисперсия Dx соответствующих реализаций опера-
тивной информации обычно на 20—50 % меньше исходной дис-
персии и, следовательно, меньше статические потери. Данный
эффект следует учитывать при определении динамических состав-
ляющих потерь, например, с помощью метода, рассмотренного ра-
нее. При сильно выраженной нелинейности математической моде-
ли процесса указанный эффект может быть значительным.
Рассмотрим более детально применение метода. При заданных
L = 2, 3, 4,... строят выборки, объединяющие L последовательных
смен с размахами колебаний, не превышающими заданного А/ для
каждого компонента xi. Выборки включают в себя значения кон-
тролируемых показателей качества (или других показателей пи-
тания процесса, например производительности по руде, крупности
измельчения и т. д.) и рассматриваемых технологических показа-
телей. Размахи колебаний каждого компонента питания в моде-
лируемых последовательностях ограничены значениями Az = /oz,
выраженными в долях t соответствующих стандартов oz.
Можно показать, что при моделировании динамической состав-
ляющей потерь значение параметра t соответствует значению
коэффициента внутрипериодного усреднения Квп, определяемого
по формуле
Лвп ~ //6 .
Значения параметра t для всех компонентов берутся одинако-
выми, однако это не нарушает общность получаемых результатов.
Максимальная длительность Lmax реализации определяется тре-
бованием обеспечения необходимой надежности результатов и за-
висит от наличия в исходных данных случайно возникающих реа-
лизаций длительностью L с заданным уровнем стабильности t.
Число выборок длиной L быстро убывает с уменьшением t. При
необходимости полученные выборки корректируют таким образом,
чтобы средние значения компонентов питания совпадали со сред-
ними по исходной выборке. Такую процедуру осуществляют, на-
пример, путем последовательного отбрасывания для необходимых
компонентов значений больших (меньших) и соответствующих
значениям технологических показателей. Моделируемые выборки
подвергают статистической обработке, аналогичной рассмотрен-
ной ранее для случая определения статических потерь.
В качестве примера приведем результаты исследований эффек-
тивности стабилизации для Тырныаузской обогатительной фаб-
рики. Были рассмотрены следующие показатели: aw, амо и act—•
содержание в руде соответственно оксида вольфрама, молибдена,
кальцита; М— карбонатный модуль (M = act/aw); Q — производи-
тельность по питанию; е — извлечение вольфрама. Оценку эффек-
тивности проводили по средневзвешенному технологическому из-
влечению вольфрама.
261
Таблица 5.3
Параметры, характеризующие изменение содержания вольфрама в двухчасовых
пробах
t	5/5исх при L (смен)					Dx,Dx исх при L <смен>				
	2	3	4	5	6	2	3	4	5	6
0,2	0,55	0,43	0,18	0,15	0,11	0,60	0,34	0,76	0,61	0,56
0,6	0,75	0,60	0,52	0,43	0,38	0,67	0,54	0,75	0,67	0,65
1,2	0,84	0,71	0,63	0,59	0,53	0,74	0,61	0,65	0,64	0,66
Исследование показало, что процессы усреднения по кальциту
и карбонатному модулю эквивалентны друг другу, а колебания
содержания молибдена практически не оказывают влияния на
извлечение вольфрама. Наибольшее влияние на компенсацию как
статических, так и динамических потерь оказывает трехкомпо-
нентная стабилизация питания по aw, act(Af) и Q.
Разработанный метод применяли для среднесменных данных
и проверяли по двухчасовым данным. В табл. 5.3 приведены зна-
чения показателя неуправляемости S и дисперсии Ьх для реали-
заций, характеризующих изменение aw в соответствующих двух-
часовых пробах (значения S и Dx указаны в долях показателей
5ИСх и DXhcx для исходного потока руды). При расчетах период
дискретного управления принимали равным 2 ч. Как следует из
табл. 5.3, метод позволяет направленно (изменяя t и L) получать
реализации с различными значениями S. При этом полная диспер-
сия Dx уменьшается в 1,3—1,8 раза и флуктуирует в этих преде-
лах независимо от изменения t и L. Аналогичные результаты по-
лучены для других компонентов питания Тырныаузской обогати-
тельной фабрики, а также для разных обогатительных фабрик.
Для условий Тырныаузской обогатительной фабрики уменьше-
ние полной дисперсии по различным компонентам незначительно
влияет на компенсацию статических потерь — порядка 0,1 %. По-
этому определяемые в дальнейшем динамические потери не иска-
жены проявлением статического эффекта.
Следует отметить, что представленные в табл. 5.3 закономер-
ности относительного изменения показателей S и Dx при исполь-
зовании рассматриваемого метода для среднесменных данных
являются универсальными: для целого ряда обогатительных фаб-
рик (Балхашской, Оленегорской, Джезказганской, Сорской и др.)
они близки и вследствие линейности корреляционной функции на
начальном участке мало меняются при изменении периода дис-
кретного управления Т в пределах 1—4 ч. На рис. 5.9 показаны
зависимости приращения извлечения вольфрама Де от параметров
£, t и S, при указанной выше многокомпонентной стабилизации.
Динамический усреднительный эффект непосредственно возни-
кает не за счет обеспечения достаточно длительных периодов бо-
262
Рис. 5.9. Зависимость эффективности
процесса обогащения от периода стаби-
лизации (/—4), показателя неуправляе-
мости (5) и степени внутрипериодной
стабилизации:
/ — /=0,8; 2-/=1; 3-/=1,2; 4 -/=1,5; 5 —
•/=0,8 -г-1,5
лее стабильного качественного состава, а за счет уменьшения
показателя неуправляемости S. Поэтому полученные значения
параметров t и L не могут служить основанием для выбора мини-
мально необходимой вместимости или периодов стабилизации
устройств, например обеспечивающих кусочно-постоянный режим
усреднения. Такое устройство может иметь период стабилизации
значительно меньше Т.
Как следует из рис. 5.9, для Тырныаузской обогатительной
*фабрики при уменьшении значения показателя S в 2 раза по
сравнению с существующим может быть обеспечен весьма значи-
тельный усреднительный эффект (порядка 3—4 %). Из формул
(5.10) и (5.12) следует, что уменьшение показателя S до значе-
ний, близких к нулю, должно обеспечивать дополнительную ком-
пенсацию динамических потерь также на 3—4 %. Однако вслед-
ствие ряда особенностей управления обогатительными процессами,
в частности из-за нечеткости области оптимального управления,
а также наличия других не учитываемых в отчетных данных воз-
мущений возможность такой экстраполяции требует специальной
проверки.
Интерпретируем результаты имитационного моделирования
компенсации динамических потерь при усреднении для оценки
эффективности работы усреднительных устройств непрерывного
и периодического действия.
Результаты расчета относительного изменения показателя
3/SHCX в зависимости от вместимости Ту усреднительного устрой-
ства непрерывного действия типа «оператор скользящего средне-
го» [1] для условий Тырныаузского ВМК:
Ту, смен ... 0	0,5	1	2	3
S/S„cx .... 1	0,66 0,38	0,15 0,07
Отсюда следует, что при вместимости усреднительного устрой-
ства порядка одной смены обеспечивается уменьшение динамиче-
ских потерь на 3—4 %.
263
Рис. 5.10. Механизм возникновения дополнительных, динамических потерь при
активном (/) и случайном (2) управлении
Оценим технологическую эффективность усреднения устройств
периодического действия. Такие устройства обеспечивают режим
кусочно-постоянной стабилизации, причем позволяют достичь-
практически идеального внутрипериодного (внутриштабельного)
усреднения. Изменчивость качественного состава руды при отгруз-
ке единичного штабеля можно рассматривать как самостоятель-
ную реализацию с полной дисперсией, равной внутрипериодной
дисперсии. Эта дисперсия мала из-за малого значения внутришта-
бельной дисперсии. Поэтому в соответствии с формулами (5.10),.
(5.12) — (5.20) динамические потери при переработке руды из та-
ких штабелей практически отсутствуют. Статические потери в этом
случае определяются межштабельной дисперсией по соответствую-
щим формулам (5.10), (5.12) —(5.20).
Следует отметить, что при скачкообразном изменении качест-
ва в процессе перехода от одного штабеля к другому происходят*
дополнительные динамические потери, которые зависят от дли-
тельности достижения оптимального режима обогащения сырья из--
штабеля (рис. 5.10). Исследования, выполненные методами ими-
тационного моделирования с использованием фактических данных
о работе Балхашской, Джезказганской, Шахтоминской и Олене-
горской обогатительных фабрик, а также длительные промышлен-
ные испытания по усреднению, проведенные на Балхашской, Шер-
ловогорской, Каратауской и Ярославской обогатительных фабри-
ках, показали, что время установления оптимального режима
обогащения усредненного сырья определяется характером произ-
водимого управления и степенью стабилизации питания.
Если на фабрике известно, что, начиная с некоторого момента
в переработку будет поступать усредненное сырье, то можно обес-
печить активное управление процессом (см. рис. 5.10). При. таком
264
управлении время установления оптимального режима соответст-
вует времени переходных процессов. Как правило, переходные-
явления в основных обогатительных процессах длятся не более-
2—4 ч (в частности, на Тырныаузской обогатительной фабрике-
3—4 ч). Поэтому при вместимости усреднительных устройств пе-
риодического действия порядка нескольких смен дополнительные-
динамические потери от указанных переходных процессов мало-
существенны.
Если же на фабрике неизвестно, что перерабатывается усред-
ненное сырье, особенно если не обеспечивается высокая степень
усреднения, то вследствие психологической неподготовленности
персонала имеет место режим случайного управления (см.
рис. 5.10), при котором выход на оптимальный режим достигает-
ся в среднем за 3—4 смены, причем в дальнейшем наблюдаются
отклонения от оптимума. Поэтому обоснование вместимости
усреднительных штабелей или периодов стабилизации качества
сырья без учета особенностей режима случайного управления при-
водит к значительному их завышению.
Механизм улучшения технологических показателей обогащения
(например, извлечения) при стабилизации качества сырья и дру-
гих параметров питайия связан с улучшением условий поиска оп-
тимального режима управления процессом на очередных шагах
управления. Обычно на обогатительных фабриках имеет место-
управление на двух уровнях — внутрисменное со сравнительно-
небольшим шагом управления, например равным 2 ч, и межсмен-
ное с периодом в одну смену. Межсменное управление произво-
дится в начале каждой смены вновь заступившим персоналом по-
результатам работы предыдущей смены. Внутрисменному управ-
лению соответствует показатель неуправляемости SB;, а межсмен-
ному — показатель SMC.
Очевидно, что при высоком уровне стабилизации обеспечива-
ются малые значения как SBC, так и SMC; при среднем уровне ста-
билизации показатель SBC недостаточно мал, а показатель SMC
может быть малым. Следует ожидать, что при сильной стабилиза-
ции извлечение должно быстро возрастать с начала рассматри-
ваемого периода стабилизации благодаря эффективному внутри-
сменному управлению, достигая при этом насыщения. Поэтому
среднесменные показатели извлечения для соответствующих реа-
лизаций не должны значительно отличаться друг от друга. Если
уровень стабилизации недостаточно высок, то внутрисменное-
управление не обеспечит выхода на оптимум внутри смены. Одна-
ко извлечение может возрастать в этом случае в результате меж-
сменного управления, в связи с чем следует ожидать роста сред-
несменных показателей извлечения с начала периода стабили-
зации.
С целью проверки данного предположения для Тырныаузской
обогатительной фабрики были определены средние значения при-
ращений извлечения Аег в зависимости от порядкового номера i
265
смены внутри периода стабилизации. Исследовали стабилизацию
по указанным выше четырем компонентам питания при сравни-
тельно высоком (5/Зисх = 0,6) и среднем (3/Зисх=0,8) уровнях
стабилизации. С увеличением длительности L периода стабилиза-
ции число стабилизированных выборок (при фиксированном S)
быстро уменьшается. Поэтому для обеспечения необходимой на-
дежности результатов рассматривались реализации при L = 3 сме-
ны, т. е. i=l; 2; 3.
Ниже приведены средние значения Де/ = е/^—е* (здесь £==1,
2,..., р; Eik — отклонения относительно средних Ek в k-й реализа-
ции), средние значения Де по реализациям и число р реализаций.
S/Shcx........................ 0,6	0,8
Де,, % при I:
1..........................—0,15	—0,84
2.......................... 0,26	—0,12
3..........................—0,11	1,02
ЛЁ, %........................ 2,30	1,33
р............................ 25	60
Отсюда видно, что при достаточно высоком уровне стабилиза-
ции (S/SHcx = 0,6) наблюдаются лишь флуктуации среднесменных
показателей извлечения, а при умеренной стабилизации (S/SHCx =
= 0,8) среднесменные значения извлечения возрастают от начала
к концу периода.
5.7.	Компенсация явления сегрегации материала по крупности
Явление сегрегации материала по крупности следует отнести
к важнейшим дестабилизирующим факторам работы усреднитель-
ных устройств. Особенно сильно сегрегация проявляется в весьма
распространенных на горно-обогатительных предприятиях накопи-
тельных устройствах руды с донным выпуском, например в бун-
керах, галерейных складах или силосах, которые представляют
значительный интерес для использования в системах усреднения.
Сегрегацию материала в усреднительных устройствах по круп-
ности исследовали в своих работах П. П. Бастан, В. Ф. Бызов,
Б. Ф. Гончаров, Н. Н. Ерофеев, В. Н. Зарайский, В. Г. Зашквара,
Р. Л. Зенков, Е. Ю. Казаков, М. 3. Пайкин, Ю. В. Панич,
И. П. Педенко, М. Г. Фиалко и др. При этом они рассматривали
различные методы исследования явления сегрегации (аналитиче-
ские, физического моделирования, имитационного моделирования
на ЭВМ, комбинированные), модели истечения материала (гид-
равлическое, нормальное, гравитационное) и режимы функциони-
рования усреднительных устройств (непрерывный, периодический,
пульсирующий, случайный и т. д.).
В настоящем разделе приведены результаты исследования
эффективного режима усреднения, обеспечиваемого путем перио-
* Раздел написан совместно с В. И. Ревнивцевым, А. Ф. Захаровичем,
Р. И. Шкадовым.
:266
Рис. 5.11. Сечение штабеля при од- Рис. 5.12. Схема загрузки штабеля
норядном выпуске
дической наклонно-слоевой загрузки материала и выпуска его из
устройства с помощью разгрузочной щели или при одновременной
работе большого количества питателей. Данный пример достаточ-
но наглядно иллюстрирует как разусредняющее влияние сегрега-
ции, так и возможности компенсации этого явления. В основу
исследования положен метод учета явления сегрегации, предло-
женный Ю. В. Паничем и М. 3. Пайкиным.
Под качеством будем понимать содержание любого рассматри-
ваемого компонента усредняемых руд, например, содержание по-
.лезного компонента, какого-либо класса гранулометрического со-
става и т. п.
Процесс загрузки. Рассмотрим штабель длиной L, поперечное
•сечение которого изображено на рис. 5.11, где фо — угол наклона
днища емкости; ф — угол естественного откоса материала; Н — вы-
сота штабеля. При исследовании отвлечемся от концевых сечений
(х = 0, x=L), разгрузочная щель совмещена с осью Ох.
Практический интерес обычно представляют случаи, когда
•фо = ф и фо = О. При фо = ф устройство имеет ложе бункерного типа
для загрузки руды, а при ф0 = 0 — горизонтальное ложе. Следует
отметить, что после разгрузки таких устройств «самотеком» оста-
ется «мертвая зона» из неразгруженного материала. Материал
из этой зоны может быть оставлен нетронутым. В этом случае
загрузку очередного штабеля производят не на горизонтальную
поверхность, а в ложе, образованное материалом «мертвой зоны».
Днища такого ложа наклонены под углом ф0 = ф.
Предположим, что загрузочное устройство передвигается вдоль
•оси штабеля с постоянной скоростью. За один проход отсыпается
весь штабель высотой Н и длиной L. При этом вдоль продольной
оси штабеля перемещается поверхность полуконуса.
Считаем, что без учета сегрегации качество руды на поверх-
ности полуконуса одинаково. В то же время на поверхностях раз-
ных полуконусов оно разное, т. е. качество руды, уложенной в
штабель, является функцией не только у и z, но и х.
267
Качество входного потока руды и качество в каждой точке
образовавшегося рудного объема связаны соотношением
а(х, у, z) =F {аВх(т)},	(5.56)
где а(х, у, z)—качество руды в произвольной точке штабеля;
авх(т)—качество входного потока как функция времени.
Производительность загрузки q и разгрузки р постоянна.
Используя уравнение материального баланса, связывающее коли-
чество материала, поступившего в емкость за время т, и коорди-
нату £ загрузочного устройства за это же время (см. рис. 5.11 и
5.12), получаем
т =f	(5.57)
q (tg то + tg <p)
где у— насыпная плотность.
Если учесть сегрегацию по крупности, возникающую при за-
грузке, то уравнение (5.56) должно быть заменено соотношением
а(х, у, z) =aBX(x)K(y, z),	(5.58)
где Л(у, г)—закон перераспределения качества руды по поверх-
ности полуконуса. Вследствие двумерности рассматриваемой мо-
дели функция сегрегации K(y,z) зависит только от аргументов
У и z.
Можно показать, что исходным моментом для учета простран-
ственного явления сегрегации при усреднении, которое задается
функцией К(у, z), является определение функции сегрегации по
образующей конуса загрузки. Закон изменения функции сегрега-
ции находится весьма просто экспериментальным путем. Во мно-
гих случаях эту функцию можно представить в экспоненциальной
форме
K(s) =Л1 exp (%s), sG [0,1],	(5.59)
где s — координата точки на образующей конуса, отн. ед. (за на-
чало отсчета принимают вершину конуса).
Отсюда для рассматриваемого усреднительного устройства
следует
2 [1 + (X — 1) ехр X]
Параметр Ал определяется отношением содержания а компо-
нента на вершине конуса к среднему его значению на образую-
щей. Если мелкий класс обогащен компонентом а (что часто имеет
место), то Xi>l, а А,<0. В противном случае Ai<l, а А>0.
Можно рассматривать не пространственную функцию сегрега-
ции /<(//, z), а функцию гранулометрического состава N(y,z),.
представляющую собой закон перераспределения среднего грану-
лометрического состава или содержания какого-либо рассматри-
ваемого класса по поверхности полуконуса. При экспоненциаль-
ной аппроксимации функции гранулометрического состава спра-
ведливы соотношения (5.59) и (5.60). При этом для средних гра-
268
Рис. 5.13. Схема разгрузки штабеля
при однорядном выпуске
пулометрического состава и со-
держаний крупных классов 1,
а Х>0, поскольку на вершине
конуса содержится больше мело-
чи и меньше крупного класса,
чем в среднем на образующей.
Для содержания мелких классов
Процесс разгрузки. При раз-
грузке открывают щель на всю
длину штабеля, через которую
высыпается материал. Как пра-
вило, усреднительные устройства разгружают с помощью ряда пи-
тателей. Однако можно показать, что в практически важных слу-
чаях работа питателей эквивалентна разгрузке усреднительных
устройств с помощью донной щели.
При истечении материала фигура выпуска имеет вид верти-
кальной пластинки, расположенной над разгрузочной щелью. Дан-
ная модель приближенно описывает истечение дробленого не силь-
но слежавшегося сыпучего материала (следует отметить, что
одновременный выпуск руды всеми питателями значительно пре-
пятствует ее слежанию). При выпуске руды вдоль оси штабеля
образуется постепенно увеличивающаяся канавка, причем отдель-
ные куски руды перемещаются, перемешиваясь, по плоскостям
<ab и cb этой канавки к плоскости 60 фигуры выпуска (рис. 5.13).
Получены общие аналитические соотношения для определения
изменчивости качества выходного потока руды. В частности, пред-
ставляющая наибольший практический интерес зависимость сред-
него качества по разгрузочной щели от времени имеет вид
«сР(0 = -J- ( авых(хД) d х= — J J аВх (х, у, 0 R(уД) d у,
L б	Lzy pt о о
(5.61)
(5.62)
где aBX(x, y,t) =авх	Я2уц[х— (e2pt—2ъу VpO0,5)] j;
К(у, t)=K(y, H—№pt+$y)',
n=l/(tg(po+tg(p);
®= [2 ctg ф/(уЬ)]0-5;
£ = tgcp.
Для экспоненциальной функции сегрегации
Л(у, exp f—- [2р/tg (p/(yL)—y(tg ср—tg фо) ]0>51,
( Г1	)
(5.63)
(5.64)
(5.65)
(5.66)
(5.67)
Из формул (5.61)—(5.66) следует, что изменчивость каче-
ственного состава потока руды на выходе усреднительного
устройства с донным выпуском определяется некоторым инте-
269
тральным преобразованием, зависящим от параметров усредни-
тельного устройства Я, L, ф0, от параметров усредняемого сыпу-
чего материала у, <р, а также от производительности загрузки и.
разгрузки q и р.
Анализ формулы (5.61) позволяет установить, что
аср(Ов^(^ьО,	(5.68)
где а — среднее содержание компонента а на период загрузки;
yi — некоторое значение у из промежутка [0; 0,5 е Ур£].
Таким образом, усреднительный эффект в общем случае опре-
деляется только усреднительной способностью устройства по гра-
нулометрическому составу и не зависит от характера изменчи-
вости авх(т).
Полученные результаты согласуются с оценками эффективно-
сти внутриштабельного усреднения, представленными в работе [ 1 ] >-
и уточняют эти оценки с учетом сегрегации, геометрии бункера и
физики процессов его загрузки и разгрузки.
Для экспоненциальной функции сегрегации
аср (0 = aXi ехр |[2pt tg <р/(yLJ ] °’5—z/i (tg ф—tg фо) |.	(5.69>
Отсюда следует, что максимальная изменчивость аСр(0 наблю-
дается при фо = ф, т. е. для устройства бункерного типа.
Если в усреднительном устройстве руда нагружается на гори-
зонтальную поверхность (фо = 0), то аСр(0 имеет максимальную*
стабильность из-за компенсирующего влияния члена —.Vitg?
н
в показателе экспоненты.
Поскольку функция сегрегации ^(ф, t) отражает связь грануло-
метрического состава с содержанием компонента а, то оценивать
влияние сегрегации на разусреднение целесообразно на основе
исследования изменчивости гранулометрического состава ЯСр(0
при отгрузке. Если при этом изменчивость гранулометрического
состава в отгружаемом потоке руды незначительна, то устройство-
обеспечивает эффективное внутриштабельное усреднение по всем
компонентам качественного состава.
Следует отметить, что определение изменчивости грануломет-
рического состава NCp(t) часто имеет самостоятельное значение
в системах рудоподготовки.
Исследуем закономерности такого процесса для экспоненци-
альной функции сегрегации. Для этого в формуле (5.61) примем
авх(х, у, t) = const, а вместо преобразованной функции сегрега-
ции (К (у, /) подставим преобразованную функцию гранулометри-
ческого состава	Поскольку fi(y,f) не зависит от х, имеем
_	0,5г Vpt
ЯсР(0 = С ехр— {[2р^ф/(уЕ)]05—i/(tg Ф—tg фо)},
е У pt J	Н
О
(5.70)
270
Таблица 5.4
Изменчивость гранулометрического состава NCp(t/tK)/N в отгружаемом потоке
при однорядовом выпуске руды
шк	X = 0,1; X, = 0,9 4		X = 0,3; X, = 0,82		X = 0,5; X) = 0,71		X — 0,7; X, = 0,62	
	«Ро = <Р	<Ро = 0	-то = '?	?0= 0	<Ро= ?	то = 0	fo — г	fo = 0
0	0,94	0,94	0,82	0,82	0,71	0,71	0,62	0,62
0,2	0,98	0,97	0,92	0,89	0,87	0,82	0,81	0,76.
0,4	0,99	0,98	0,98	0,98	0,96	0,89	0,94	0,85-
0,6	1,01	0,99	0,99	0,97	1,03	0,94	1,04	0,92
0,8	1,02	1,00	1,00	0,99	1,10	0,99	1,14	0,98.
1,0	1,03	1,01	1,09	1,02	1,16	1,03	1,23	1,04
	X = -0,1; Х,= —1,07		X = - 0,3; Xt = - 1,22		X = - 0,5	Xt = 1,38	X = — 0,7;	Xt = 1,57
	<Fo= 4	ср0 = 0	?о = <Р	«Ро = 0	?о= <Р	«Ро == 0	<?о=	го —
0	1,07	1,07	1,22	1,22	1,38	1,38	1,57	1,57
9,2	1,02	1,03	1,08	1,Н	1,14	1,19	1,28	1,28.
0,4	1,00	1,02	1,02	1,06	1,03	1,11	1,04	1,15.
0,6	0,99	1,01	0,97	1,03	0,95	1,05	0,93	1,07
0,8	0,98	1,00	0,94	1,00	0,90	1,00	0,85	1,00»
НО	0,97	0,99	0,91	0,98	0,85	0,96	0,79	0,94
(5.71)'
(5.72)»
где N — среднее значение гранулометрического состава при за-
грузке.
При <ро = <р имеем
7Vcp(O = #Xi exp а;
при ф0 = 0
Ncp(t) =	ЫЬлН\2уЦ(pt tg <р)]0>5Хехр а[1—exp (а/2)],
к
гдеа=~- [2p/tg<p/(TL)]°-5.
п
В табл. 5.4 приведены параметры, характеризующие изменения
гранулометрического состава во времени при однорядном выпус-
ке руды для положительных и отрицательных значений А, и соот-
ветствующих значений Хь Здесь tK — момент окончания отгрузки
штабеля, определяемый по формуле
(5.73)-
2/> tg ?
Исследовали типовое устройство с параметрами //=10 м;
у = 2 т/м3; L— 100 м; р = 500 т/ч; <р=л/4.
Из табл. 5.4 видно, что при А>0 (что соответствует содержа-
ниям крупных классов крупности или среднему составу) измене-
ние гранулометрического состава является возрастающей, а при
274
Х<0 (что соответствует содер-
жаниям мелких классов) —убы-
вающей функцией времени. Боль-
шим (по абсолютному значению)
X соответствует меньшая ста-
бильность гранулометрического
состава в процессе отгрузки. При
<ро = Ф стабильность грануломет-
рического состава меньше, чем
при фо=О, причем эта законо-
мерность проявляется сильнее с
увеличением абсолютного значе-
ния Л.
При |л| ^0,3 сегрегация про-
является незначительно. Такой
эффект был подтвержден в про-
Рис. 5.14. Схема разгрузки штабеля
при двухрядном выпуске
мышленных условиях, например,
при усреднении фосфоритных руд крупностью —70+10 мм на га-
лерейных складах рудника Жанатас ПО «Каратау» (А, = 0,25).
При |Х| >0,5 сегрегация может привести к значительной деста-
билизации как гранулометрического состава, так и содержаний
других компонентов. В этом случае при усреднении необходимо
применять специальные конструктивно-технологические методы
компенсации сегрегации.
Для компенсации сегрегации и увеличения активной вмести-
мости склада может быть применен двухрядный пуск руды
(рис. 5.14) (здесь Ci и с2 — координаты выпускных щелей; 2Ь —
расстояние между щелями; остальные обозначения те же, что для
однорядного выпуска), для которого получены аналитические со-
отношения, описывающие изменчивость выходного потока, анало-
гичные однорядному случаю. В частности,
аср(0=777Т'^(^ь0 f J ®вх (х, у, t) d х d у,
(О	о о
где ф(^) =0,5 (4^2+е2р/)0,5; у\ — некоторое значение
гмежутка
0, ф(0], зависящее от t:
X РУП M2tgy’H0+ У Cg? - tgy0)-26 tgy]
сХр -----------------------------
Н - b tg у0
0 =
X руп Ч2 tg (0 + у (tg у + tg у0) — 26 tg у]
Aj exp--------------------------------
H + b tg y0
(5.74)
у из про-
(5.75)
> ovn Ч2 tg у^ (0 - у (tg т - tg у0)1
А] сХр ------------------------------
Н + b tg у0
при b у -ф (Z),
26 tg у [ф (Q — 6]
Уа Н - 6 tg у
.272
Можно показать, что множитель при R(yi,t) представляет со-
бой среднее значение а содержания компонента в штабеле за пе-
риод загрузки, т. е. аср(/) =aA’(//i,/). Отсюда следует, что усред-
нительный эффект по компоненту определяется функцией сегре-
гации	Эта функция отражает связь гранулометрического
состава с содержанием а, поэтому, как и в случае одной щели,
может служить основой для оценки его изменчивости.
Исследуем изменчивость функции гранулометрического соста-
ва. Для этого, как и раньше, примем в формуле (5.74)
aBX(x, y,t)= const, а вместо преобразованной функции сегрегации
подставим преобразованную функцию гранулометрического со-
става
	л г-. vn X [2 tg ?Ф (0 + у (tg ? - tg ?0) - 2b tg у] Л1Л ехр н	H-Hg?0 при 0 у	У а,
W, /) =	1 V — Х tg W + У (tg У + tg То) ~ 26 У! л 12V ехр	•••• ТУ + b tg ?0 при уа У Ь; ехр 42 tg уф(О-y(tg?-tg?0) /У + b tg ?0 при b^Zy^Ztyft),
где N — среднее	значение гранулометрического состава при за-
грузке.
Из формулы (5.74) следует
N 4'* ~
^ср(/)= Y(0~ j N(y,t}tiy.
После интегрирования получаем:
при фо = О
Nc, (Г) = (ехр 2^^И(0 + >1 _ 2	иеу[2ф(0->]
\	И	v н
-ф- ехр .
при фо = ф
Чр(') =
*1 РИМО-б]
р
2Х tg у [ф (0 — 6]
Н - b tg ?
Н + b tg-?
2л tg?
PYn 2Х tg у [ф (£) - b\	2Xtg?<p(0 ]
yy-fttg? r я + Hg? J
. , , ...	.. 2X tg ?ф (0 "]
+ W(O-fr) exp - 2 ,	
/У + О tg <f )
В табл. 5.5 приведены параметры, характеризующие изменение
гранулометрического состава во времени при двухрядном выпуске
руды. Прослеживаются те же закономерности, что и в случае
одной щели (cnj. табл. 5.4).
18 Зак. 283	273
Таблица 5.5
Изменчивость гранулометрического состава NcP(///k)/W в отгружаемом потоке
при двухрядовом выпуске руды
///к	X =0,1; X, = 0,94		X = 0,3; X, = 0,82		X = 0,5; X, = 0,71		X = 0,7; X, = 0,62	
	'го — 4	cfo = 0	<ro = V	с0 = 0	= '•?	<fo = 0	V	<Ро = 0
0	0,96	0,95	0,88	0,83	0,81	0,77	0,74	0,70
0,2	0,98	0,97	0,94	0,91	0,89	0,83	0,85	0,8)
0,4	0,99	0,98	0,98	0,95	0,97	0,92	0,95	0,89
0,6	1,01	1,00	1,02	0,99	1,01	0,98	1,05	0,97
0,8	1,02	1,01	1,06	1,02	1,11	1.03	1,15	1,01
1,0	1,03	1,02	1,1.)	1,05	1,17	1,08	1.25	1,11
	X = -0,1;	X, = 1,07	X =-0,3;	X, = 1,22	X = - 0,5; X, = 1,38		X = - 0,7; X, = 1,57	
/;7К	<го == <Р	<р0 = 0	<Fo = <Р	?о = 0	?о= ?	с„ = 0	<Ро = V	ср0 - 0
0	1,04	1,05	1,13	1,16	1,27	1,28	1.33	1,40
0,2	1,02	1,03	1,07	1,09	1,11	1,15	1,15 1,03	1,22
0,4	1,01	1,01	1,01	1,04	1,02	1,07		1,10
0,6	0,99	1,00	0,97	1,01	0,95	1,01	0,93	1,01
0,8	0,98	0,99	0,93	0,98	0,89	0,96	0,85	0,94
1,0	0,97	0,98	0,90	0,95	0,84	0,91	0,78	0,88
Сравнение данных табл. 5.4 и 5.5 показывает, что уже при
/ = 0 между ними имеется значительная разница, причем эта раз-
ница усиливается при увеличении абсолютного значения X. В це-
лом наблюдается большая стабильность в случае двухщелевого
выпуска при <р0 = Ф в течение всего процесса разгрузки и особенно
в начальный период. В конце выпуска данные практически сов-
падают.
Для случая горизонтального днища (фо = О) стабильность гра-
нулометрического состава при двухрядном выпуске наблюдается
примерно на том же уровне, что и при однорядном, но абсолют-
ные показатели выше при Х>0 и ниже при Х<0.
5.8.	Особенности проектирования и эксплуатации систем
усреднения
В специальной литературе достаточно подробно освещен опыт
разработки и эксплуатации систем усреднения или отдельных их
элементов. При этом, как правило, основное внимание обращено
на решение вопросов усреднения без учета других процессов.
274
Особенности проектирования систем усреднения рассмотрены
на примере Тырныаузского вольфрамо-молибденового комбината
(ТВМК)*.
На Тырныаузском месторождении выделены три основных при-
родных типа руд, с которыми совпадают и важнейшие технологи-
ческие сорта: скарны, скарнированные мраморы, биотитовые ро-
говики. Скарны в основном имеют силикатную вмещающую поро-
ду и вольфрамо-молибденовое оруденение. Скарнированные мра-
моры представляют собой руду с карбонатной вмещающей поро-
дой, по которой развита сеть скарновых жил и линз переменной
мощности, и вольфрамо-молибденовым оруденением. Биотитовые
роговики характеризуются силикатной вмещающей породой и мо-
либденовым оруденением. Скарнированные мраморы имеют более
низкое содержание вольфрама, чем скарны. Содержание молибде-
на во всех типах руд находится примерно на одном уровне.
На Тырныаузском ВМК руду добывают как подземным, так и
открытым способом, а обогащают флотационным методом. Карьер
расположен выше рудника. Транспортируют руду на карьере са-
мосвалами, а на руднике — автомобильным и электровозным
транспортом. С помощью систем рудоспусков руду подают на
главный откаточный штрек, откуда электровозным транспортом
доставляют на крупное дробление.
Дробленую в щековых дробилках до крупности —350 мм руду
складируют в многоячеечном бункере корпуса самоизмельчения.
Бункер рассчитан примерно на суточный объем переработки руды
обогатительной фабрикой. Из бункера руду направляют в мельни-
цы самоизмельчения, а далее на доизмельчение в шаровые мель-
ницы. Корпус самоизмельчения имеет несколько автономных тех-
нологических линий, каждая из которых включает в себя соответ-
ствующую секцию бункера, мельницу самоизмельчения и шаровую
мельницу. Потоки измельченной руды от всех мельниц объединяют
и направляют в виде пульпы по специальному пульповоду в глав-
ный корпус фабрики на флотацию.
Существующая схема обогащения предусматривает валовую
переработку всех типов добываемых руд и получение двух основ-
ных продуктов: шеелитового и молибденового концентратов. Спе-
цифика флотации состоит в том, что при настройке процесса для
получения указанных концентратов управляющие воздействия,
благоприятные для одного продукта, являются неблагоприятными
для другого. Поэтому схема обогащения весьма чувствительна к
колебаниям качественного состава сырья.
Наибольшие трудности при флотации связаны с переработкой
руд с высоким содержанием кальцита (скарнированных мрамо-
ров) и флюорита, обладающих флотационными свойствами, схо-
жими со свойствами шеелита, тонкодисперсных минералов (глин,
алюмосиликатов), активно сорбирующих реагенты, и легкофлоти-
руемых минералов типа талька.
* Использованы материалы ЛГИ и Механобра.
18*
275
Поэтому при составлении шихты к сырью предъявляют целый
комплекс ограничений:
кальцитовый модуль (соотношение содержаний оксида кальция
и триоксида вольфрама) не более 80;
содержание глинистых минералов не более 3 %;
относительные колебания среднесменных содержаний основ-
ных компонентов не более 15 %;
разубоживание не более 10 % для карьера и 15—18 % для руд-
ника;
содержание талька не более 0,5 %.
Руда, поступающая на обогащение, из-за отсутствия в настоя-
щее время на ТВМК эффективных систем рудоподготовки, в част-
ности, усреднения, часто не удовлетворяет технологическим тре-
бованиям, что приводит к снижению показателей обогатительного
процесса.
Удовлетворить требования к шихте стало особенно затрудни-
тельным в последние годы в связи с переходом ТВМК на качест-
венно новую в технологическом отношении сырьевую базу. За-
канчивается подземная отработка руд основного рудного тела —
Главного скарна, доля которых в составе перерабатываемой ших-
ты была определяющей и для которых была создана и отлажена
действующая схема обогащения. Вместо руд Главного скарна во-
влекаются в эксплуатацию более бедные, труднообогатимые,
сложные по минеральному составу и поэтому несовместимые в
технологическом отношении типы руд. Сырье рассредоточено в
многочисленных рудных телах, разрабатываемых подземным и
открытым способами. Одновременно резко осложнились горно-тех-
нические условия разработки месторождения, что отрицательно
сказывается на качестве подготовленной шихты.
Следует отметить, что физико-механические свойства, мине-
ральный и химический состав различных рудных тел одного и то-
го же технологического типа руды сильно колеблются, особенно
резко отличаются технологические свойства руд подземной и от-
крытой добычи.
В перспективе, хотя большая часть перерабатываемой руды
также будет представлена скарнами, значительно возрастет доля
биотитовых роговиков и скарнированных мраморов.
Совместная переработка скарнов и биотитовых роговиков вы-
зывает резкое разубоживание питания цикла шеелитовой флота-
ции со значительными потерями вольфрама и увеличением энерге-
тических затрат.
Переработка скарнированных мраморов без их предваритель-
ной подготовки также влечет за собой разубоживание рудного пи-
тания фабрики. Кроме того, резко возрастает содержание в руде
кальцита, что приводит к расстройству процесса обогащения. Ис-
следования, выполненные Механобром, показали, что дробление и
обогащение скарнированных мраморов по плотности позволяет
разделить этот тип руды на два продукта. Тяжелая фракция по
содержанию вольфрама и минеральному составу близка к скар-
276
новой руде и может быть с ней объединена. Легкая фракция, пред-
ставленная кальцитом, содержит молибденовое оруденение и яв-
ляется специфическим сортом молибденовой руды, отличающейся
от биотитовых роговиков.
Указанные обстоятельства обусловливают необходимость раз-
дельной переработки скарнов, биотитовых роговиков и скарни-
рованных мраморов. В связи с этим на ТВМК возникает необхо-
димость обеспечения посортового усреднения соответствующего
сырья.
Возможности эффективного управления качеством руды при
существующей системе добычи, транспортирования и бункериза-
ции руды с целью получения шихты трех рассмотренных типов со
стабильным качественным составом весьма ограничены. Это связа-
но с частыми остановками рудоспусков, трудностями оперативной
шихтовки материала, отсутствием гарантированного буферного за-
паса руд достаточного объема между рудником и фабрикой (с це-
лью предупреждения перерывов в подаче руды на фабрику или
подачи нешихтованного материала).
Имеющиеся в настоящее время колебания качества руды в
сменных и более мелких партиях и колебания производительности
по питанию фабрики приводят к нарушениям в ходе обогатитель-
ных процессов. Особенно это относится к питанию фабрики, что
является источником значительных потерь, так как делает невоз-
можным поддержание реагентного режима флотации даже при
наличии АСУ ТП.
Поэтому проектными решениями предусмотрено создание спе-
циального комплекса по управлению качеством руды. В состав
комплекса входят:
система раздельного транспорта различных технологических
сортов;
сортовой усреднительно-накопительный склад руды;
система посортового ядерно-физического контроля качества по-
ступающей руды;
системы посортовой радиометрической порционной сортировки
и покусковой сепарации руд от пустых пород (в перспективе).
Центральное место в комплексе занимает сортовой усредни-
тельный склад. Ранее было показано, что на Тырныаузской обога-
тительной фабрике статические потери вольфрама от нестабиль-
ности качества питания составляют 1,6%, а динамические — 3—
4 %. Компенсация статической составляющей потерь нецелесооб-
разна, поскольку требует усреднительных устройств значительной
вместимости (обеспечивающей не менее чем двухмесячный запас
материала) и разработки методов планирования и управления гор-
ными работами в режиме усреднения, практически не реализуе-
мых в условиях ТВМК. Кроме того, статический эффект от усред-
нения значительно меньше динамического. Поэтому для условий
ТВМК наиболее перспективна компенсация динамической состав-
ляющей потерь. Следует отметить, что указанные динамические
потери были выявлены по результатам имитационного моделиро-
277
вания пассивных методов управления. При внедрении схемы усред-
нения могут быть реализованы и активные методы управления
флотацией, что обеспечит получение большего эффекта.
Для системы усреднения рекомендован кусочно-постоянный ре-
жим стабилизации качества руды в сочетании со стабилизацией
производительности по питанию фабрики. Период стабилизации
должен иметь длительность не менее 3—4 смен. Усреднение руд
осуществляют в многослоевых штабелях с горизонтальной загруз-
кой материала при возвратно-поступательном движении загрузоч-
ного устройства. Разгружают штабели экскаваторами с торцов.
На усреднительный склад руда поступает после крупного дробле-
ния до —350 мм. Для каждого сорта руды предусмотрены 2 шта-
беля: в то время как один штабель загружают, другой разгружают.
Относительная вместимость штабелей для различных сортов руд
одинакова и составляет для единичного штабеля не менее 2 сут.
(исходя из требований компенсации динамических потерь); число
слоев в штабеле не менее 100. Вместимость штабелей рассчитана
с некоторым запасом для компенсации краевых эффектов.
Внутрипериодную стабилизацию осуществляют за счет внутри-
штабельного усреднения; межпериодная остается на существую-
щем уровне, обеспечивается принятой в настоящее время системой
планирования и управления горными работами и не требует опера-
тивной подшихтовки штабелей.
Установлено (см. разд. 5.6), что штабели должны иметь коэф-
фициент внутриштабельного усреднения для среднесменных зна-
чений контролируемых показателей порядка 0,2 и что для скар-
новых руд главные показатели — содержание вольфрама и каль-
цита. Определение таких главных показателей для скарнирован-
ных мраморов и биотитовых роговиков требует специальных ис-
следований. Однако поскольку штабели имеют не менее 100 слоев,
необходимый уровень внутриштабельного усреднения обеспечива-
ется для всех компонентов качественного состава. Следует отме-
тить, что достаточная степень усреднения достигается не только
для сменных объемов руды, но и для порций, отбираемых при
одной поперечной заходке экскаваторов (что соответствует при-
мерно часовому объему руд).
Особенность проектируемой системы усреднения состоит также
в специфическом взаимодействии усреднительных устройств с си-
стемами крупнопорционной радиометрической сортировки, покус-
ковой радиометрической сепарации и входного ядерно-физическо-
го контроля.
Крупнопорционную сортировку производят до усреднительного
склада в целях предупреждения «залповых» поступлений пустой
породы, которые могут происходить при валовой отработке от-
дельных участков, а также при селективной отработке участков
со сложным строением, например находящихся в зоне тектониче-
ского разлома.
Покусковая радиометрическая сепарация служит для выделе-
ния разубоживающей породы. В настоящее время проводятся ис-
278
следования возможностей покусковой сепарации для руд различ-
ных типов и крупности. В зависимости от результатов исследова-
ний покусковую радиометрическую сепарацию будут производить
для различных видов сырья до и после усреднительного склада.
Возможны комбинированные варианты расположения сепарации
по отношению к усреднительному складу. Следует отметить перс-
пективность выполнения покусковой сепарации до операции усред-
нения с точки зрения возможности уменьшения вместимости усред-
нительных устройств.
Входной ядерно-физический контроль в сочетании с обработ-
кой полученных результатов с помощью микропроцессорной тех-
ники позволяет получать точные сведения о качественном соста-
ве сформированного штабеля и заранее выбирать технологиче-
ские режимы его переработки. Полученные средние значения со-
держаний контролируемых компонентов по штабелю соответству-
ют содержаниям в отгружаемом потоке руды.
После усреднительных складов скарновые и биотитовые руды
поступают самостоятельными потоками в соответствующие сек-
ции многоячеечного бункера корпуса самоизмельчения.
Скарнированные мраморы с усреднительного склада поступа-
ют на среднее дробление в конусных дробилках до крупности
—70 мм. Дробленый продукт направляют в корпус обогащения в
тяжелых суспензиях и подвергают грохочению на классы -|-6,
—6+2 и —2 мм с промывкой. Класс -j-б мм подают на операцию
обогащения в тяжелых суспензиях, класс —6+2 мм на отсадку,
класс —2 мм на классификацию в гидроциклонах. Тяжелая фрак-
ция поступает в бункер корпуса самоизмельчения и далее на опе-
рацию самоизмельчения совместно с рядовой скарновой рудой.
Концентрат отсадки и класс —0,15 мм гидроциклонов направляют
в цикл шарового измельчения скарновых руд. Легкие фракции до-
драбливают, измельчают и объединяют с классом —2+0,15 мм
гидроциклонов и хвостами отсадки.
Таким образом формируют три рудных потока, которые по спе-
циальным пульповодам направляют для посортового обогащения
в главный корпус обогатительной фабрики.
В соответствии с ранее полученными рекомендациями (см.
разд. 5.6) необходимо обеспечить стабилизацию производительно-
сти фабрики по питанию по отдельным видам сырья. В частности,
коэффициент внутрисуточной стабилизации сменных производи-
тельностей питания фабрики скарновыми рудами должен нахо-
диться в пределах 0,3—0,4 (по сравнению с существующими ко-
лебаниями) .
На примере Ярославского горно-обогатительного комбината
(ЯГОК) рассмотрим особенности эксплуатации систем усредне-
ния*. На ЯГОКе добывают открытым способом и обогащают фло-
тационным методом плавикошпатовые руды Вознесенского место-
рождения. Обогатительная фабрика ЯГОКа выпускает плавико-
Использованы материалы ЛГИ и Сибцветметниипроекта.
279
шпатовые концентраты марки ФФ-90 (содержание CaFa 90—92 %)
и марки ФФ-92 (содержание CaFa более 92 %).
Основные контролируемые компоненты качественного состава
руд на ЯГОКе — содержание в них флюорита, кальцита, и каль-
цитовый модуль М.
В настоящее время на ЯГОКе обогащают шихту карбонатного
типа, представляющую собой смесь слабокарбонатных (6<M<
<15) и карбонатных (М<6) сортов флюоритовых руд. Ранее на
комбинате перерабатывали также силикатные руды (Л4>15),
слагающие верхние слои карьера, которые в основном вырабо-
таны.
В карбонатных и слабокарбонатных рудах флюорит и кальцит
образуют тесные и тонкозернистые сростки. В силикатных рудах
менее тонкозернистые сростки, причем они имеют меньшую кре-
пость и обладают большей способностью к обособлению зерен
минералов при измельчении. Поэтому карбонатная шихта при
флотационном обогащении нуждается в более тонком измельче-
нии.
В настоящее время Сибцветметниипроектом обоснована целе-
сообразность выделения шести технологических сортов руды и
формирования из них трех типов шихты. Раздельная переработка
этой шихты (во времени) обеспечит увеличение извлечения флюо-
рита в концентрат на 3 %.
Из карьера руду автосамосвалами доставляют на склад, где
ее усредняют и готовят шихту.
До 1982 г. подготовку шихты, ее складирование и усреднение
осуществляли на складе недробленой руды (крупностью —600 мм)
с горизонтально-слоевой загрузкой. Формирование слоев руды
производили с помощью самосвалов и бульдозеров, а разгрузку —
с помощью экскаваторов. Вместимость единичного штабеля соот-
ветствовала месячному запасу руды. На складе эксплуатировали
два штабеля, один находился в стадии загрузки, другой — разгруз-
ки. Однако сегрегация материала по крупности и значительное
изменение сечения штабеля по площади с высотой не позволяли
получать достаточно высокую степень внутриштабельного усред-
нения. Так, значения коэффициентов вариации среднесменных
данных по CaFz, СаСО3 и М соответственно составляли 5, 13 и
13 %. Такие колебания компонентов в шихте приводили к стати-
ческим потерям при обогащении около 0,8 % флюорита (наиболь-
шее влияние оказывают колебания СаСО3 или М). Динамические
потери составляли 2 % (определены имитационными методами).
В связи с неудовлетворительной работой усреднительного скла-
да недробленой руды в 1983 г. был введен в эксплуатацию меха-
низированный склад дробленой руды (после стадии крупного
дробления, крупность материала —300 мм). На складе осущест-
вляют автоматическую многослоевую загрузку материала в чел-
ноковом режиме и экскаваторную отгрузку руды. Склад состоит
из двух штабелей, имеющих двухнедельную вместимость. Расчеты
показали, что в результате компенсации сегрегации при отгрузке
280
штабелей дробленой руды можно уменьшить вариации среднесмен-
ных показателей качественного состава в 2—3 раза. Это позво-
ляет, в свою очередь, компенсировать примерно на 60 % статиче-
ские потери извлечения флюорита (т. е. сократить общие потери
примерно на 0,5 %) •
После крупного дробления в щековой дробилке руду подают в
промывочный барабан (для отмыва от первичных шламов и гли-
ны) . Отмытая руда поступает в конусную дробилку среднего дроб-
ления, затем в конусные дробилки мелкого дробления и на гро-
хочение на двух грохотах по классу —16 мм. Класс —16 мм яв-
ляется готовым по крупности продуктом, который направляют в
многоячеечный бункер дробленой руды фабрики. Класс +16 мм
возвращают на мелкое дробление.
Отмывка материала обеспечивает надежную работу оборудо-
вания на стадиях среднего и мелкого дробления за счет преду-
преждения заклинивания дробилок, забивки течек, чрезмерного
засорения конвейеров. Отмывка руды позволяет исключить зави-
сание ее в бункере обогатительной фабрики и полностью исполь-
зовать его объем. Вместимость бункера соответствует трехсуточ-
ному запасу дробленого материала. Бункер имеет прямоугольное
сечение и оборудован 60 выпускными ячейками пирамидальной
формы и питателями лоткового типа. Питатели расположены в два
ряда вдоль днища бункера. С помощью 4 сборных конвейеров они
объединены в 4 автономные нитки для питания 2 секций измель-
чения фабрики (по 2 параллельные нитки в каждой секции). По-
дачу руды в каждую секцию измельчения можно осуществлять
только одним сборным конвейером при работе, как правило, од-
ного питателя. Имеется система автоматической стабилизации за-
грузки мельниц с помощью управления скоростью движения сбор-
ного конвейера.
Значительная вместимость бункера позволяет иметь на фаб-
рике в течение нескольких суток запас шихты, близкой по своему
составу шихте штабеля, сформированного на усреднительном скла-
де. Однако при разгрузке бункера не обеспечивается стабилиза-
ция качественного состава для сравнительно небольших порций
руды — порядка 10—15 т. Это связано с тем, что на обогатитель-
ной фабрике ЯГОКа разгрузка руды поочередно отдельными пи-
тателями влечет за собой резкое проявление сегрегации материа-
ла по крупности.
результаты исследований по определению ситовых характерис-
тик при разгрузке бункера одним питателем или несколькими пи-
тателями, работающими поочередно, показали, что в последнем
случае наблюдаются значительно большие колебания грануло-
метрического состава. Так, значения коэффициентов вариации
среднего гранулометрического состава и содержания крупного
класса (—20+10 мм) при первом варианте разгрузки 5,4 и 8,4 %,
при втором— 16,2 и 24,8 %.
Полученные результаты свидетельствуют о том, что при пере-
ходе от одного питателя к другому (что происходит несколько
281
раз в смену) резко меняется гранулометрический состав руды.
Причем на эти колебания накладываются дополнительные коле-
бания, возникающие при работе отдельных питателей. Колебания
гранулометрического состава в основном имеют среднечастотный
характер (период колебаний в среднем составляет 1—3 ч), не
фильтруются технологическим процессом и тем самым оказывают
на него вредное воздействие. Поэтому необходимо обеспечить ус-
реднение руды за счет одновременной работы как можно большего
числа питателей [1].
Следует отметить, что при разработке схемы усреднения на
Я ГОКе главное внимание уделяли рудным складам, а бункеры не
рассматривали как одно из основных усреднительных устройств.
Руду измельчают на двух секциях в три стадии в шаровых
мельницах. Мельницы I и II стадий работают в замкнутом цикле
с двухспиральными классификаторами. Измельченный в III стадии
продукт классифицируют в гидроциклонах в 4 приема. Пески гид-
роциклонов являются питанием мельниц III стадии измельчения,
сливы гидроциклонов IV приема — питанием флотации. Флота-
цию осуществляют на 3 секциях: I и II секции питаются от II сек-
ции измельчения и частично (примерно на 30%) от I секции;
III секция — только от I секции измельчения. Доизмельчают пром-
продукты флотации в отдельных шаровых мельницах, работаю-
щих в замкнутом цикле с гидроциклонами.
Отмытые глину и первичные шламы направляют в двухспи-
ральный классификатор шламового узла. Шламовое питание по-
является на фабрике периодически — при дроблении руды и ра-
боте промывочного барабана. Шламовый узел предназначен для
уменьшения «толчков» обогатительного процесса по шламовому
питанию и рационального использования шламов. До 1982 г. он
включал в себя двухспиральный классификатор, гидроциклон и
сгуститель. Пески классификатора поступали в бункер, а слив в
гидроциклон. Пески гидроциклона подавали в классификатор
II стадии II секции измельчения, а слив — в сгуститель шламового
узла. Пески сгустителя направляли на контрольную флотацию
III секции флотации, слив сгустителя — в отвал.
Недостаток рассмотренной схемы шламового узла — его не-
удовлетворительная работа с точки зрения стабилизации питания
процессов измельчения и флотации. При периодической остановке
дробильного отделения и промывочного барабана не обеспечива-
лось сглаживание «толчков» по питанию схемы измельчения пес-
ками гидроциклона, а контрольной флотации — песками сгустите-
ля. Кроме того, проблемы усреднения в бункерах и работы шла-
мового узла решали раздельно, что обусловливало причины их
существенных недостатков.
С целью выявления влияния «толчков» процесса обогащения по
шламовому питанию было проведено специальное исследование
соответствующих статических и динамических потерь имитацион-
ными методами. В качестве исходных данных использовали зна-
282
чения производительности по шламовому питанию одной из сек-
ций флотации, извлечение и качество концентрата за первое по-
лугодие 1981 г. Производительность по шламовому питанию учи-
тывали косвенным методом через полную производительность сек-
ции. Коэффициент вариации среднесменной производительности
для этого периода составлял 11,6 %. Указанные колебания в ос-
новном обусловлены периодической подачей шламового питания
при работе дробильного отделения и соответственно отмывочного
барабана.
Расчеты показали, что «толчки» по шламовому питанию прак-
тически не приводят к статическим потерям, но влекут за собой
значительные динамические потери — порядка 2%. Отсутствие
статических потерь связано с сильной линейной зависимостью ме-
жду расходом перерабатываемых шламов и извлечением, что под-
тверждается сильной корреляцией этих показателей (коэффици-
ент корреляции 0,96).
Специальное опробование шламового узла показало, что все
его продукты, поступающие в переработку, можно рассматривать
как аналоги руды текущей добычи. По содержанию компонентов
и размерам минеральных зерен они близки перерабатываемой руд-
ной массе. Это позволяет обогащать продукты шламового узла
совместно с основным рудным потоком по принятому технологиче-
скому режиму. Результаты опробования позволяют также дать бо-
лее конкретное технологическое объяснение причинам динамиче-
ских потерь при работе шламового узла. Динамические потери,
возникающие при совместной переработке руды и отмытой фрак-
ции, вызываются отсутствием стабильного распределения шламо-
вых продуктов по секциям фабрики и несоответствием удельного
расхода реагентов удельной производительности флотационных
машин.
Таким образом, непосредственно на обогатительной фабрике
ЯГОКа реализованы два технологических процесса рудоподготов-
ки— усреднение на складах и промывка руды. Однако вследствие
несовершенства этих процессов, а также их слабой увязки постав-
ленные задачи рудоподготовки решались недостаточно эффектив-
но. Для обеспечения стабилизации питания технологических про-
цессов в целях улучшения показателей работы фабрики необхо-
димо обеспечить эффективное усреднение руды при отгрузке мно-
гоячеечного бункера и стабилизацию подачи продуктов шламового
узла в переработку. Рассмотренные выше результаты исследова-
ний явились предпосылкой для обоснования принципиальной воз-
можности совмещения этих процессов.
В целях повышения эффективности процессов рудоподготовки
в настоящее время на обогатительной фабрике ЯГОКа внедряют-
ся схемы усреднения руды в бункерах и переработки первичных
шламов, в комплексе решающие вопросы стабилизации питания
фабрики продуктами шламового узла и усреднения основного руд-
-ного потока.
283
Усреднение руды в многоячеечном бункере будет осуществлять
автоматическая система, реализующая циклический алгоритм
включения и отключения питателей с помощью специально раз-
работанных быстродействующих затворов. Система обеспечивает:
непрерывное «склеивание» рудного потока на сборном конвейе-
ре при включении и отключении отдельных питателей;
выключение из цикла неработоспособных питателей или пита-
телей без руды;
включение в работу питателей, в которых появилась руда;
контролирование и предупреждение появления неблагоприят-
ных технологических ситуаций (длительное отсутствие руды на
конвейере, выход скорости конвейера из допустимого диапазона,
остановку конвейера и т. п.).
Внедряемая схема шламового узла включает в себя двухспи-
ральный классификатор и пластинчатый сгуститель. Продукты это-
го узла — пески классификатора и пластинчатого сгустителя —
направляют в многоячеечный бункер. В результате обеспечивается
усреднение продуктов шламового узла совместно с основным руд-
ным потоком (системой автоматического усреднения руды на бун-
кере) и полностью исключаются «толчки» обогатительного про-
цесса этими продуктами.
Промышленные испытания автоматической системы усредне-
ния в бункере обогатительной фабрики показали ее высокую эф-
фективность. Испытания проводили на III секции флотации. Весь
период испытаний был разбит на чередующиеся 5 контрольных
и 5 экспериментальных суток. В течение контрольных суток из
бункера подавали руду одиночными питателями, а в течение экс-
периментальных— с помощью автоматической системы всеми ра-
ботающими питателями одной секции измельчения (порядка 15
питателей). В период испытаний служба ОТК по существующим
методикам выполняла опробование и определяла технологические
показатели работы III секции флотации.
Одновременно проводили специальное (1 раз в час) опробо-
вание III секции (определяли гранулометрический состав, плот-
ность пульпы, содержание флюорита и кальцита в питании, пен-
ном продукте и промпродукте) для выявления стабилизирующих
свойств системы усреднения и технологических показателей ос-
новной флотации. Анализ результатов опробования показал, что
при работе систем усреднения вариации внутрисменных колебаний
контролируемых показателей основной флотации (для часовых
проб) уменьшились в 3—5 раз. В результате, по оценке маши-
нистов мельниц и флотационных машин, резко стабилизируются
процессы измельчения и флотации, что позволяет более эффектив-
но управлять отдельными стадиями флотации.
Испытания проводили на шихте одного штабеля; средние со-
держания основных компонентов в шихте в контрольный и экспе-
риментальный периоды отличались весьма незначительно — отно-
сительные отклонения не превышали 2 %.
284
Технологические показатели флотации
Период 		Контрольный	Эксперименталь- ный
Содержание флюорита в концентрате, %:		63,97
основной флотации 		60,57	
товарном 	 Извлечение флюорита в концентрат, %:	91,75	91,26
основной флотации 		70,36	71,57
товарный 	 Производительность, усл. ед.:	74,84	80,34
по руде 		100	97
по концентрату 		100	107
Сравнение результатов контрольного и экспериментального пе-
риодов показывает, что в целом для всего процесса флотации при
близких объемах переработки получены концентраты одной мар-
ки (ФФ-90). Технологическое извлечение в экспериментальный
период было значительно выше (на 5,5 %).
Полученная экспериментальная оценка эффективности усред-
нения в многоячеечном бункере (приращение извлечения Де бо-
лее 5%) значительно превосходит оценку динамических потерь,
определенную ранее имитационным методом (потери извлечения
порядка 2%). Такое расхождение может быть объяснено актив-
ным характером управления процессом флотации при проведении
промышленных испытаний, а также действием ряда дополнитель-
ных факторов, не учитываемых при имитационном моделировании
(см. разд. 5.6). К таким факторам, в первую очередь, следует от-
нести стабилизацию гранулометрического состава, обеспечиваемую
системой автоматического усреднения руды в многоячеечном бун-
кере.
Таким образом, промышленные испытания внедряемой авто-
матической системы усреднения в многоячеечном бункере свиде-
тельствуют о ее высокой технологической эффективности.
В настоящее время получены также практические результаты,
позволяющие дать предварительную оценку эффективности внед-
ряемой схемы переработки первичных шламов. В 1982 г. ранее
существовавшая схема была изменена. Пески гидроциклона ста-
ли направлять в классификатор шламового узла, а не на измель-
чение. Такой вариант схемы близок к внедряемому в настоящее
время и отличается лишь тем, что гидроциклон не заменен на
пластинчатый сгуститель. Анализ работы этой схемы показал, что
процесс флотации стал значительно эффективней. Об этом нельзя
судить непосредственно, например, сравнивая показатели работы
фабрики в 1981 и в 1982 г., поскольку исходное сырье значительно
отличалось. Однако возможна косвенная оценка эффективности
новой схемы.
Сравним скачки средневзвешенного технологического извлече-
ния Де флюорита, возникающие при остановке промывочного бара-
бана, для старой (Де/=3,1 %) и новой (Де"=1,2%) схем. Видим,
что новая схема шламового узла обеспечивает за счет исключе-
ния «толчков» по шламовому питанию обогатительных процессов
285
значительное повышение извлечения при работе промывочного
барабана. Следует отметить, что при работе рассматриваемого ва-
рианта новой схемы шламового узла значение скачка извлечения
Де" отлично от нуля, хотя питание фабрики осуществляется толь-
ко из бункера как при работе, так и при остановке промывочного
барабана. Это объясняется увеличением (за счет слива гидро-
циклона шламового узла) общего потока хвостов в данном случае
при неизменной производительности фабрики по питанию из мно-
гоячеечного бункера.
Поскольку отмывку производят примерно в 70 % смен, то при-
близительно можно считать, что вариант новой схемы шламового
узла обеспечивает приращение извлечения Де=(Дб/—Де")0,7 =
= (3,1—1,2)0,7= 1,3 %. Полученный результат достаточно хорошо
согласуется с указанными ранее потерями (порядка 1,5 %), воз-
никающими из-за «толчков» процесса обогащения при работе пер-
воначальной схемы шламового узла.
Таким образом, теоретическое и экспериментальное исследова-
ния системы усреднения, эксплуатируемой на ЯГОКе, показали
возможность получения значительного экономического эффекта.
Общий эффект от эксплуатации системы с учетом компенсации
статических (0,5%) и динамических (5,5%) потерь от нестабиль-
ности качественного состава обогащаемых руд совместно со ста-
билизацией продуктов шламового узла (1,3 %) выражается в при-
ращении извлечения флюорита в концентрат на 7,3 %.
ПРАКТИКА ИСПОЛЬЗОВАНИЯ
6 СИСТЕМ РУДОПОДГОТОВКИ
С ПРИМЕНЕНИЕМ
РАДИОМЕТРИЧЕСКИХ МЕТОДОВ
6.1. Перспективные направления применения радиометрических
методов в системах рудоподготовки
Практические вопросы создания и эксплуатации систем рудо-
подготовки, использующих радиометрические методы, рассмотрим
на примере Хрустальненского ГОКа (ХГОКа).
Работы по созданию на ХГОКе радиометрической системы
контроля качества руд на всех основных стадиях технологиче-
ского процесса, т. е. при разведке, добыче и обогащении руд, были
начаты в 1971 г. после выпуска специализированной серийной ап-
паратуры. Потребность разработки такой системы на комбинате
диктовалась значительным ухудшением качества руд, вовлекаемых
в переработку.
Деятельность комбината связана с эксплуатацией промыш-
ленных месторождений олова в Приморье, относящихся к касси-
терит-сульфидной (по С. С. Смирнову) формации. Минеральный
состав руд колеблется от существенно кварцевых, касситерит-
кварцевых до касситерит-сульфидных и сульфидных. Морфологи-
чески рудные тела представлены жилами, минерализованными
зонами и штокверками. Основной промышленный минерал — кас-
ситерит.
Различие генетических типов рудных тел обусловило и разно-
образие качества сырья, поступающего на обогащение. Кассите-
рит, ассоциирующий с кварцем в жильных месторождениях, легко
раскрывается, содержание олова в жилах обычно довольно высо-
кое. В минерализованных зонах дробления и штокверках мелко-
кристаллический касситерит образует тесные срастания с турма-
лином, хлоритом, сульфидами. В этих рудных телах руды более
бедные, касситерит раскрывается преимущественно при тонком
измельчении.
Об изменении условий работы комбината и качества поступа-
ющего в переработку сырья можно судить по зависимостям, при-
веденным на рис. 6.1.
Характерный для 40—60-х гг. диапазон сравнительно высоких
содержаний олова в исходном сырье комбината (область А) да-
вал возможность при сравнительно небольшом объеме добычи руд
получать требуемое количество металла. Изменение содержания
олова в исходной руде при этом мало сказывалось на извлечении
олова. Двукратное изменение содержаний олова (от 50 до
100 усл. ед.) изменяло извлечение на 5—6%, тогда как переход
287
Рис. 6.1. Зависимость извлечения е оло-
ва от его содержания а в рудах раз-
личного типа Хрустальненского ГОКа:
/—жильные Центрального, Юбилейного и
Арсеньевского рудников; 2 — штокверковые
Юбилейного рудника; зон дробления Цент-
рального рудника; 3 — руды Высокогорского
месторождения
на переработку руд другого технологического типа приводил к
вдвое большему изменению извлечения (на 10—12%).
Из рис. 6.1 видно, что главной причиной колебаний извлече-
ния для рассмотренного диапазона содержаний (область А, а«
«75 усл. ед.) являлось изменение технологических типов руд.
Стабилизацию показателей процесса обогащения достигали раз-
дельной переработкой руд разных типов на разных обогатитель-
ных фабриках.
С вовлечением в переработку низкосортных руд (область В,
а«25 усл. ед.) рост выпуска металла, необходимого для удовлет-
ворения возрастающих потребностей народного хозяйства, может
обеспечиваться только при условии многократного увеличения
объема добычи руд.
На извлечение олова при обогащении стали значительно влиять
колебания содержания олова в рудах, т. е. изменение сортов ру-
ды. Двукратное изменение содержания олова (от 20 до 40 усл. ед.)
стало приводить к изменению извлечения на 25—30 %. Влияние
изменений типов руд сказалось несколько в меньшей мере (до
15—17 %). Таким образом, обеспечение планового содержания ме-
талла в сырье обогатительного производства за счет уменьшения
вариаций качества руд по сортам и типам стало первоочередной
технологической задачей в новых условиях состояния сырьевой
базы комбината.
Новая обстановка в горнодобывающем производстве ХГОКа
обусловила несоответствие между возможностями методов хими-
ческого контроля качества руд и требованиями необходимой ин-
тенсификации технологического процесса. Особенно ярко это не-
соответствие проявилось на стадии подготовки руд к обогащению
и в самом процессе обогащения.
Как только руда поступает в горно-обогатительный передел,
она начинает претерпевать качественные изменения в результате
разубоживания, потерь металла и перемешивания. Традиционные
288
методы опробования, требующие пробоподготовки, становятся
здесь в известной мере тормозом современного производства. От-
бор проб, их транспортирование, разделка, анализ, как быстро
бы их ни выполняли, дают возможность получить информацию
лишь о той части горной массы, которая уже ушла в переработку.
И если полученные данные свидетельствуют о попадании в поток
«пустой» породы или ином изменении качества сырья, то опера-
тивно воздействовать на изменившийся поток уже невозможно.
Поэтому потребовались новые способы контроля, позволяющие
оценить качество руд без задержки относительно хода технологи-
ческого процесса. Решение проблемы было достигнуто путем при-
менения радиометрических методов контроля, в частности рент-
генорадиометрических (РРМ).
С применением рентгенорадиометрических методов значитель-
но расширились возможности получения сопоставимых данных для
изучения распределения ценных компонентов, изменчивости руд,
их контрастности за счет более детальных исследований жил и
других рудных тел с целью выявления максимальной изменчи-
вости качества руд и более точного определения контуров оруде-
нения. РРМ позволили также вести рудоподготовку потоков гор-
ной массы и исключить ручную рудоразборку, заменив ее радио-
метрической сепарацией.
Сравнение методов, используемых на ХГОКе, свидетельствует
о новых возможностях, обеспечиваемых рентгенорадиометрией при
определении параметров рудных тел. выполнении контроля и раз-
делении руд.
Сравнительная характеристика методов получения информации об исследуемом
объекте
Способ получения инфор-
мации о геологическом
объекте
Технические приемы по-
лучения информации о
руде
Глубинность исследова-
ний
Геометрическая база,
размеры исследуемой по-
верхности
Воздействие процесса ис-
следования на изучаемый
объект
Рентгенорадиометриче-
ский
Ядерно-физическое ис-
следование части рудно-
го тела без отбора проб
(в коренном залегании и
во взорванной массе)
Пленочное до 0,5 см
Постоянная, 10—20 см2
Химическое опробование
Экспрсссность исследо-
ваний
Способ определения гра-
ниц рудного тела и сред-
них содержаний металла
19 Зак. 283
Неразрушающие иссле-
дования, возможны по-
вторения
Результат определяется
в процессе исследований
Определяют непосредст-
венно на объекте подан-
ным РРМ
Механический или руч-
ной отбор части рудного
тела, потока руды в про-
бу; транспортирование и
разделка проб, лабора-
торный химический ана-
лиз
2—5 см
Длина пробы зависит от
мощности рудного тела
и ширины очистного про-
странства
Проба не возобновляет-
ся, возможно лишь по-
вторение химического
анализа дубликата под-
готовленной пробы
Данные анализа поступа-
ют через 1—4 сут
Оценивают расчетным
путем по данным анали-
за проб
289
Погрешность определе-
ния границ оруденения в
сечении
Производительность раз-
личных способов опробо-
вания и разделения руд
В пределах шага измере-
ний (5—10 см)
Опробование в забое
10—60 м/ч; каротаж
скважин 30—60 м/ч; ру-
досортировка на 1 при-
боре 10—100 т/ч; сепара-
ция на 1 приборе 1—
100 т/ч
В пределах длины пробы
(50—100 см)
5—10 м в смену; визу-
альная рудоразборка
0,5—1 т/ч
На ХГОКе РРМ были испытаны в течение 1971 —1975 гг. В на-
стоящее время их используют для;
изучения руд в условиях их естественного залегания, т. е. ка-
ротажа разведочных, разведочно-эксплуатационных скважин и
шпуров, опробования забоев и стенок горных выработок;
опробования руд при транспортировании и на вибровыпуске,,
в транспортных емкостях (рудовозные составы, автосамосвалы) и
на конвейерах, а также в отвалах и на складах;
контроля процесса обогащения, в том числе определения ка-
чества исходной руды, поступающей на фабрику, и продуктов ее
переработки (хвосты, концентраты, пульпа и др.);
лабораторного анализа геологических, геохимических, техно-
логических и других проб.
Внедрение новых методов контроля позволило привести в со-
ответствие с требованиями производства экспрессность получе-
ния данных о качестве руд и продуктов их переработки, но повлек-
ло за собою изменение традиционной технологической схемы опро-
бования и условий труда (табл. 6.1).
Традиционная схема опробования (рис. 6.2, а) давала возмож-
ность подсчитывать разведанные запасы, определять качество ру-
ды и металла, подготовленных к выемке, контролировать направ-
ление очистных работ. Поступающую на фабрику горную массу
характеризовали усредненными по руднику (а порой и по ряду
рудников) показателями качества, информация о качестве руды
из отдельных эксплуатационных блоков отсутствовала. В резуль-
тате многократного перемешивания и усреднения горной массы в
процессе транспортирования оценить потери металла и разубожи-
вание руд по отдельным рудным телам не представлялось воз-
можным.
Внедрение схемы оперативного контроля (рис. 6.2, б) позволи-
ло применить оперативное управление качеством потока горной
массы с учето.м качества руд, поступающих из различных блоков
и рудоспусков, рудников и карьеров.
Развернутая схема контроля применима и при химическом оп-
робовании, однако в этом случае исключается возможность ис-
пользования экономически наиболее выгодной операции — выве-
дения из потока горной массы пустой породы и разделения по-
тока по сортам пропорционально содержанию ценных компонен-
тов. Кроме того, пробоотбор и последующий химический анализ
требуют втрое большей численности персонала (см. табл. 6.1),
290
Таблица 6.1
Трудозатраты при химическом и рентгенорадиометрическом опробовании
Объект контроля, вид работ (ед. измерения)	Химическое опробование				Рентгенорадиометрнческое опробование			
	Норма -выработки на бригаду	[ Число испол- нителей ’В бригаде	Число проб, тыс.	Потребная численность)! исполнителей	Норма выработки на бригаду	Число испол- нителей в бригаде	Число проб, тыс.	Потребная численность исполнителей |
Разведочные сква- жины (м) Развел очно-экс-	11,2	2	20	14	100	3	—	6
								
плуатационные скважины (м)	9,0	2	10	9	100	3	—	3
Разведочные вы- работки (м)	8,5	2	15	5	30	2	—	2
Эксплуатацион- ные выработки (м) Горная масса:	15	2	32	5	30	2	—	4
рудник Цент- ральный (со-			18,5	12,4				
став)	17	3			17	1	—	4
рудник Юби- лейный (со-			7,6					
став) участок Силин-	10	2		6	10 50	1	0,001	3
								
ский (скип)	50	1	38	3		1		3
рудник Высо- когорский (ав- томашина)	10	1	5	2	10	1	—	2
ударник Ар- сеньевский (со-			7,6					
став)	10	1		3	10	1	—	3
Товарная руда (автомашина):			52,5	5,5		1		
весовая ЦОФ весовая фабри-	75	2			10		—	3
						1		
ка № 2	20	1	10	2	20		—	2
Прочие	—		20		25	1	30	
Подготовка проб	25	1	236	37			30	5
Спектральный анализ Рентгенорадио-	250	1	236	4	250	1	8	1
метрический ана- лиз Химический ана-	—		82,6		300	2	40	2
ЛИЗ	15	1		22	15	1	2	1
Всего...			22	790,8	130, 179*	.—.	22	ПО	44, 61*.
				209**				72**
* С инженерно-техническим и младшим обслуживающим персоналом.
** С учетом отпусков.
19*
291
Рис. 6.2. Схемы химического опробования (а) и оперативного РРМ-контроля
(б) на Хрустальненском ГОКе:
1— керновое опробование скважин; 2 — бороздовое опробование горных выработок; 3—6 —
опробование ОТК фабрик питания (3), промпродуктов (4), концентрата (5), хвостов (6)
гравитационного и флотационного обогащения; 7 — каротаж разведочных и разведочно-
эксплуатационных скважин; 8 — контроль горных выработок; 9 — опробование горной мас-
сы при выпуске; 10 — рудничный контроль в транспортных емкостях; // — контроль ка-
чества складируемой горной массы; 12 — контроль товарных руд; 13 — контроль складируе-
мых товарных руд; 14—17 — экспресс-контроль питания (/#), промпродуктов (/5), концен-
трата (/£) и хвостов (/7) гравитационного обогащения
что также делает мало реальным применение сквозной системы
контроля с химическим опробованием.
Следует, однако, заметить, что применять систему ядерно-фи-
зического контроля, охватывающую все операции — от забоя до
фабрики включительно, нельзя без полной уверенности в досто-
верности данных рентгенорадиометрического опробования. С этой
целью комбинатом выполнен цикл работ, начавшийся с оценок
воспроизводимости определений (табл. 6.2) и закончившийся раз-
работкой системы внутреннего и внешнего метрологического конт-
роля ядерно-физического опробования.
6.2. Реализация элементов комплексной системы управления
качеством руд и ее эффективность
Применение рентгенорадиометрического контроля позволило
внедрить на ХГОКе ряд существенных элементов комплексной си-
стемы управления качеством руд (КСУКР), основные из которых
рассмотрены ниже.
Разведка, горные и буровые работы. На этом этапе работ при-
менение радиометрических методов позволяет решить следующие
задачи:
292
Таблица 6.2“
Воспроизводимость определений рентгенорадиометрическим методом
для различных видов опробования
Вид РРМ	Число единичных измерений	Содержание компонента в эталоне, усл. ед.	Абсолютное среднее квадратиче- ское отклонение, %	Относитель- ный коэффициент вариации, %	Допустимое относительное отклонение,
РРМа	44	п/п	0,1	9,2	24
	135	12	0,5	4,4	12
	70	51	0,1	1,9	7,5
	42	100	1,5	1,5	5,7
РРМт	70	1	0,1	5,2	24
	70	17	0,6	3,8	12
	70	29	0,9	3,1	9,6
	70	47	1,3	2,7	9,6
	70	69	1,8	2,6	7,5
	70	86	2,2	2,6	7,5
РРМз	38	14	1,0	7,5	12
	38	44	1,2	2,8	9,6
	53	115	5,2	4,7	5,7
	73	220	6,4	2,9	4,3
	62	884	8,4	1,0	2,8
РРМк	36	14	1,4	10,0	12
	36	38	3,1	9,6	9,6
	36	66	4,0	5,6	7,5
	36	168	7,5	4,5	5,7
	36	413	13,9	3,4	4,3
Примечание. РРМа — анализ порошковых проб; РРМТ — товарное опробование
в транспортируемой руде; РРМ3 — забойное опробование в горных выработках; РРМК —
рентгенорадиометрический каротаж скважин.
повысить надежность информации о рудном теле (мощность,
содержание) в пройденном выработкой или перебуренном сква-
жиной сечении;
устранить влияние избирательного выкрашивания касситерита,
а также субъективного фактора при пробоотборе на результаты
подсчета запасов;
снизить потери металла и разубоживания руды при ведении
очистных работ. Оперативное опробование забоя и шпуров в очист-
ных блоках позволяет непосредственно перед отбойкой регулиро-
вать ширину очистного пространства, вырезать целики на участ-
ках с непромышленным содержанием олова, т. е. вести селектив-
ную выемку руды и тем самым уменьшать разубоживание и само-
обрушение вмещающих пород;
293
контролировать качество руды, выдаваемой из блоков по от-
дельным разгрузочным люкам, определять момент появления не-
кондиционных руд, обусловленный самообрушением боковых по-
род;
сортировать общий поток горной массы, выпускаемой из очист-
ного пространства, на руду, породу и некондиционную руду перед
рудоспусками. Это позволяет применять на рудных телах шток-
веркового типа, характеризующихся наличием участков пустых
пород, высокопроизводительные системы отработки посредством
этажного и подэтажного принудительного обрушения с примене-
нием на выпуске руды виброкомплексов.
Рудосортировки при транспортировании горной массы. Эту опе-
рацию проводят с целью:
выведения из потока горной массы пустых пород, наличие ко-
торых обусловлено первичным и вторичным разубоживанием или
неточностью геологических данных;
селективной переработки отвалов прошлых лет, накопленных
до применения рудосортировки;
вовлечения в рентабельную переработку рудных тел, забалан-
совых для действующих кондиций;
снижения потерь металла в потоке некондиционных руд путем
извлечения из этого потока той части, которая, имея промышлен-
ное содержание, попадает в него за счет природной изменчивости
оруденения;
разделения разнотипных руд;
выполнения раздельных взаиморасчетов рудников с фабрикой.
Стабилизация качества сырья перед обогащением. Изменчи-
вость сырья по содержанию в нем ценных компонентов, являю-
щаяся известным препятствием эффективному использованию
АСУ ТП, затрудняет достижение оптимальных показателей извле-
чения металлов. Даже на предприятиях, перерабатывающих срав-
нительно малоизменчивое сырье (свинцовые, медные руды), со-
держание извлекаемых элементов в течение месяца может увели-
чиваться или уменьшаться в 2—3 раза. Для жильных и штоквер-
ковых месторождений среднесуточные колебания качества исход-
ной руды достигают 300—500 %. В подобных случаях задача ста-
билизации сырья становится особенно актуальной.
В результате внедрения рудосортировки и создания небольших
по объему сортовых складов, в которые руду направляют согласно
данным рентгенорадиометрического контроля, стало возможно
поддерживать стабилизацию качества сырья по содержанию в
пределах ±30 % плановых заданий ежесуточно в течение каж-
дого месяца.
Контроль процесса обогащения. Внедрение сквозного контроля,
обеспечивающего возможность машинного управления ходом тех-
нологического процесса на горнодобывающем предприятии, по-
требовало выполнения работ по экспресс-анализу дробленого сы-
рья и продуктов обогащения на всех переделах. Эти работы были
выполнены в течение 1976—1978 гг., и на их основе внедряется
294
АСУ ТП флотации и обогатительного процесса в целом. Методика
и техника работ рассмотрены ниже, здесь же уместно отметить,,
что ХГОК выполнил свои задачи по созданию системы оператив-
ного контроля, охватывающей все основные стадии технологическо-
го процесса предприятия. На основе методических и аппаратур-
ных разработок ХГОКа, выполненных при участии ЛГУ, ЦНИИ-
олова, Механобра, НПО «Сибцветметавтоматика» ряд предприя-
тий цветной металлургии приступил к созданию систем сквозного-
оперативного контроля для управления качеством руд.
Остановимся более подробно на вопросах эффективности внед-
рения элементов комплексной системы управления качеством руд.
Радиометрические сортировка и сепарация. Внедрение опера-
тивного контроля позволило комбинату приступить к принципи-
ально новым операциям подготовки руд к обогащению — выделе-
нию из потока горной массы низкосортной составляющей и ста-
билизации качества руд по содержанию в них ценных компонен-
тов.
Оловорудные месторождения, эксплуатируемые рудниками
ХГОКа, характеризуются прерывистостью, высокой изменчиво-
стью оруденения, сложной конфигурацией рудных тел при малой
их мощности. Вследствие этого разубоживание руд при добыче
горной массы достигает в среднем по комбинату 30%, изменяясь
в диапазоне 20—70 % для различных месторождений. Естествен-
но, задача удаления из потока горной массы, отправляемой в обо-
гатительный процесс, хотя бы части разубоживающих пустых по-
род способствует повышению качества руд, улучшению извлече-
ния металла (см. рис. 6.1), т. е. более полному и рациональному
использованию недр.
Создав необходимую аппаратуру, комбинат внедрил рудосор-
тировку в транспортных емкостях и на конвейерах всех рудни-
ков, на входах обогатительных фабрик и складах минерального
сырья, что позволило выделять 10—15 % потока горной массы в
отвалы пустых пород.
Снижение себестоимости металла в концентрате за счет повы-
шения содержания олова в сырье, увеличения извлечения и умень-
шения транспортных расходов позволило комбинату получить эко-
номический эффект от рудосортировки, превысивший за годы ее
применения 9 млн. руб.
Последовательное увеличение экономического эффекта обуслов-
лено как расширением внедрения рентгенорадиометрической сор-
тировки (до 1976 г.), так и общим снижением содержания олова
в рудах и связанным с ним увеличением отбракованного потока
пустых пород.
Выделение пустых пород из потока горной массы в емкостях
не исчерпывает возможностей снижения разубоживания предвари-
тельного обогащения сырья за счет рентгенорадиометрической
сортировки.
Рассматривая дифференциальные кривые распределения содер-
жания олова по пробам различного объема (рис. 6.3), можно убе-
295
Рис. 6.3. Кривые распределения со-
держания а олова:
/ — по данным единичных проб; 2 — по
результатам рудосортировки составов;
3 — границы отбраковки некондиционных
руд и пустых пород; п — число проб
диться, сколь велики различия
между кривыми, построенными
по анализам крупных проб (ру-
довозный состав, автомашина),
и проб, соответствующих разме-
рам отдельных кусков массой
1—3 кг. При одинаковом сред-
нем содержании олова малые
пробы обнаруживают в 6 раз
большее содержание пустой по-
роды, чем крупные.
Последнее означает, что про-
цесс перемещения руды и разубо-
живающих пород при отбойке,
потоков
перегрузках, слиянии
горной массы препятствует даль-
нейшему повышению эффектив-
ности рудосортировки в сравни-
тельно крупных транспортных
емкостях. Путь дальнейшего
увеличения эффективности отделения пустых пород заключается
в уменьшении сортируемых порций и максимально возможном
приближении пунктов рудосортировки к местам добычи. Это
уменьшит усреднение и даст возможность использовать пустую
породу для закладки выработанного пространства.
Начиная с 1975 г., Хрустальненский комбинат проводит рабо-
ты, направленные на уменьшение разделяемых порций рудной
массы. Опытно-промышленные испытания по мелкопорционной се-
парации (5—8 кг) подтвердили возможность повышения содер-
жания олова в 1,8 раза по сравнению с исходным сырьем. В то же
время выяснилось, что мелкопорционная сепарация не позволяет
выделять из промышленных руд породу с содержанием олова
меньшим, чем в отвальных хвостах обогатительного производства.
В отдельных порциях попадаются включения рудоносного мате-
риала, не обнаруживаемые в общей массе. Выделение этих вклю-
чений возможно при дальнейшем уменьшении порций, при пере-
ходе на покусковый режим сепарации или подаче подобного низ-
косортного материала на тяжелосредное обогащение.
В последние годы на комбинате проведены исследования по
обоим видам предварительного обогащения, и получены положи-
тельные результаты.
При переработке низкосортных (некондиционных) руд на опыт-
ной тяжелосредной установке получена легкая фракция с содер-
жанием в ней олова, соизмеримым с содержанием в хвостах обо-
гатительной фабрики. Испытания покусковой рентгенорадиометри-
ческой сепарации подтвердили возможность выделения в отваль-
ный продукт до 80 % горной массы с содержанием олова ниже,
чем в хвостах обогащения, а также возможность повышения со-
держания олова в руде в 3—4 раза даже при переработке срав-
296
2
Рис. 6.4. Повышение полноты и качества использования недр за счет уточнения
контуров рудных тел применением рентгенорадиометрического каротажа по
скважинам "бескернового бурения:
/ — скважины промышленной разведки; 2 — балансовый юнтур по данным промышленной
разведки; 3 — эксплуатационно-разведочные скважины; 4 — уточненный по данным каро-
тажа контур; 5 — промышленные сечения рудного тела
нительно богатой руды и, что еще более существенно, кондицион-
ной.
В то же время видно, что безотходная переработка подобных
руд требует дробления до —200 мм негабаритов, составляющих
около 25 % всей горной массы и покусковой или мелкопорцион-
ной сепарации более мелких классов (—50-|-5 мм).
Кроме того, применение рудосортировки позволяет дополни-
тельно вовлекать в обогащение руду, по предварительным геоло-
гическим данным считавшуюся непромышленной.
Одновременно рентгенорадиометрический метод способствует
повышению полноты использования недр и улучшению качества
оконтуривания руд в условиях естественного залегания при каро-
таже скважин и забойном контроле. На рис. 6.4 показано сниже-
ние потерь металла и разубоживания руд за счет использования
дополнительных данных, полученных в результате каротажа бес-
керновых скважин, пробуренных по густой сети без увеличения
затрат на буровые работы вследствие применения дешевого и вы-
сокопроизводительного бурения без извлечения керна и шлама.
297
Рис. 6.5. Сечение рудного тела Арсеньевского месторождения (границы оруде-
нения) :
1 — по данным РРМ-контроля; 2 — по данным химического опробования
Рис. 6.5 относится к исследованию горных выработок, где исполь-
зование рентгенорадиометрических методов дает возможность бо-
лее детального опробования, чем бороздовый метод, так как длина
единичного интервала исследования (геометрическая база) этими
методами составляет соответственно 5 и 25 см. Таким образом, де-
тальность рентгенорадиометрического метода обеспечивает умень-
шение ширины очистного пространства в эксплуатационных блоках
на жильных месторождениях в среднем на 20 см, что приводит
к снижению разубоживания руд вмещающими породами на 13%.
Итак, последовательное применение рентгенорадиометрическо-
го метода для исследования руд в коренном залегании, внедрение
крупнопорционной сортировки, мелкопорционной и покусковой се-
парации позволяет оставлять в массиве или выводить в отвалы
значительную долю вмещающих пород. А это обусловливает более
рентабельную переработку руд повышенного за счет сортировки
качества при существующих технологиях обогащения, стимулирует
применение высокопроизводительной самоходной погрузочно-до-
ставочной техники и механизации горных работ. В результате
укрепляется сырьевая база предприятия за счет снижения мини-
мального промышленного содержания ценных компонентов в сы-
рье, поступающем на сортировку, и вовлечения в переработку за-
балансовых руд. Расширение сырьевой базы при внедрении пол-
ной схемы рудосортировки может составлять около 20%, что рав-
ноценно включению в эксплуатацию нового, довольно крупного
месторождения.
Усреднение качества руд. Исключение из процесса переработки
низкосортных руд и вмещающих пород составляет одну сторону
оперативного воздействия на потоки горной массы. Другая, не
менее важная сторона — управление качеством руд на всех ста-
диях технологического процесса с целью его стабилизации.
Динамическое усреднение руд путем набора необходимого ко-
личества горной массы с требуемым содержанием металла вы-
полняется непосредственно диспетчерами рудников комбината по
298
Рис. 6.6. Стабилизация качества горной массы регулированием выдачи руды
из рудоспусков и отсортировкой пустой породы:
1 — плановое (.одержание Sn по рудникам; 2 — фактическое среднесуточное содержание
Sn в товарной руде; 3 — диапазон изменения содержания Sn по составам
данным о содержании ценных компонентов в рудоспусках и грузо-
потоках, идущих с различных рудников, без применения больше-
объемного усреднительного склада, т. е. без значительных капи-
тальных затрат. Так, рудник Центральный, имеющий свыше 20 ру-
доспусков и располагающий как прогнозной информацией о ка-
честве загружаемой в рудоспуск горной массы (по данным рент-
генорадиометрического контроля в коренном залегании руд, а
также при выпуске их и транспортировании), так и оперативными
данными о каждом составе (вагонетке) горной массы, отгружен-
ной из рудоспуска, отправляет на фабрику руду (учитывая сор-
тировку) со средним за сутки содержанием олова, приближенным
к плановому. Максимальные ежесуточные отклонения содержания
олова по руднику за месяц обычно не превышают ±30 % (рис. 6.6).
Продукция рудников, не располагающих рудоспусками в ко-
личестве, достаточном для обеспечения оперативного управления,
рассматривается диспетчерской службой комбината как грузопо-
токи, подлежащие усреднению в бункерах обогатительной фабри-
ки. Поскольку прогнозная информация о накопленной в рудоспус-
ках горной массе известна по крайней мере за декаду до отгрузки,
а оперативная по пунктам рудосортировки — за сутки — двое (про-
порционально вместимости бункеров до поступления в процесс
обогащения), управление осуществляют даже при отсутствии ЭВМ
посредством телефонной связи и регулированием подачи рудово-
зов на рудники. В отдельных случаях в небольших пределах ме-
няется верхняя граница содержания металла в рудах, выделяе-
мых в качестве некондиционных и в дальнейшем вовлекаемых в
переработку или направляемых на предварительное обогащение.
Существенной для стабилизации качества руд явилась воз-
можность (благодаря оперативному контролю) складировать то-
варные руды по сортам, отличающимся содержанием олова. Ис-
пользуя сортовой склад с «распределенными параметрами» как
подпитывающий или накопительный при тех или иных суммарных
изменениях качества поступающего на фабрику сырья, комбинат
дополнительно стабилизирует питание фабрики по качеству и ко-
личеству товарных руд. Например, в декабре 1984 г. среднесу-
299
точные изменения содержания олова в товарных рудах фабрики
№ 1 не превышали ±30%, несмотря на то, что изменения каче-
ства горной массы, поступающей с различных рудников, достига-
ли 300 % и более (рис. 6.7).
Обеспечение подобного уровня стабилизации качества сырья,
на входе обогатительной фабрики — необходимое условие эффек-
тивного управления ходом процесса обогащения.
Система оперативного управления процессами обогащения. Си-
стема оперативного управления качеством руд комбината распро-
страняется и на обогатительные фабрики. Так, Центральная обо-
гатительная фабрика имеет три параллельные идентичные секции
обогащения, на которые дробленая до —16 мм руда попадает че-
рез один питающий передвижной конвейер. Разделение руд на
высокосортные, средние, бедные и подача их на соответствующую
сорту руды секцию обогащения позволяют значительно (в идеа-
ле— втрое) уменьшить колебания содержаний олова в потоке ру-
ды на каждой из секций.
Рентгенорадиометрический контроль, выполняемый непрерывно
на конвейерах, питающих секции обогащения, позволяет управлять
качеством концентрата с отсадочных машин, способствуя управ-
лению режимом работы концентрационных столов. Последние, в
свою очередь, сравнительно легко поддаются управлению по ве-
ерам на границах отсечек концентрат — промпродукт — хвосты,
определяемых переносным рентгенорадиометрическим устройством
непосредственно по протяженности стола (линейный контроль) или
по отобранным из соответствующих потоков пробам (объемный
контроль).
Заключительное звено системы оперативного управления на
ХГОКе— флотация касситерита. И здесь применяют рентгенора-
диометрический метод, что дешевле приблизительно в 15—20 раз
рентгеноспектрального анализа. Кроме того, анализы выполняют
по пробам, представительным как по содержанию ценных компо-
нентов, так и по производительности в потоке твердой и жидкой
фаз. При разделении пробы на жидкую и твердую фазы центри-
фугированием и определении объема жидкой и массы твердой
фазы экспресс-контроль дает практически всю информацию (кро-
ме pH), необходимую для управления процессом флотации — со-
держание олова, массу металла, производительность по твердой
и жидкой фазам, их соотношение (т. е. плотность пульпы) без
привлечения вспомогательных устройств (плотномеров, расходо-
меров, весов для потока пульп).
Кроме задач оперативного управления процессом флотации,
автоматически обеспечивается возможность составления баланса
с точностью и представительностью, превосходящими данные ОТК,
построенные на сменном химическом контроле. Это позволяет ре-
шить задачи ОТК в составе АСУ ТП, внедряемой на фабрике,
т. е. уменьшить численность работников ОТК.
В целом развиваемая на ХГОКе схема оперативного управле-
ния качеством руд (рис. 6.8) содержит набор переносных, пере-
300
Рис. 6.7. Стабилизация качества питания фабрики регулированием грузопото-
ков:
а—г — качество руды, поступающей с разных рудников; д — качество руды, поступающей
на фабрику; / —данные рудничной рудосортировки; 2 — данные контрольно-сортировочного
пункта фабрики; 3 — плановое содержание олова в питании фабрики
движных и стационарных пунктов экспресс-контроля рентгенора-
диометрическим методом, связанных в единую систему рудопод-
готовки в коренном залегании, отбитой и транспортируемой гор-
301
Хвосты
Концентрат
Рис. 6.8. Схема оперативного управления качеством руд:
/ — каротаж скважин; 2 — опробование горных выработок; 3 — контроль и сортировка руд
при выпуске из блоков с возвратом части породы в закладку выработанного простран-
ства; 4 — контроль, сортировка и управление качеством рудопотока диспетчерской служ-
бой рудника; 5—мелкопорционная сортировка низкосортного сырья; 6—рентгенорадио-
метрическая покусковая сепарация; 7 — тяжелосредное обогащение; 8 — контроль и управ-
ление качеством товарной руды; 9 — контроль и сортировка дробленого (—16 мм) сырья;
10 — контроль и управление процессом гравитационного обогащения; 11 — контроль и уп-
равление питанием флотогравитации; 12, 13 — контроль соответственно I и II стадий фло-
тации; 14, /5 — контроль и управление качеством соответственно хвостов и концентрата;
п — склад пустой породы; Н — склад некондиционной руды; СС — сортовой склад товар-
ных руд; б, с, в — соответственно бедные, средние и высокосортные руды
ной массе, стабилизации качества сырья и оптимизации процесса
обогащения с целью более полного и рационального использова-
ния природных богатств.
302
Годы
Рис. 6.9. Изменение основных показателей комбината:
1, 2 — содержание а олова соответственно в добытой горной массе (без рудосортировки)
и в товарных рудах (после рудосортировки); 3 — разубоживание Р руд; 4 — извлечение
£] олова из недр; 5 — извлечение г2 олова при обогащении
Применение единой системы контроля дает возможность со-
ставлять баланс по всем стадиям технологического процесса, вы-
яснять и устранять причины разрыва данных разведки, эксплуа-
тации и обогащения.
Рассмотренная выше схема оперативного управления качест-
вом руд позволила совместно с рядом других мероприятий (гео-
лого-маркшейдерских, горнотехнологических, административных
и др.) улучшить основные показатели работы комбината.
На рис. 6.9 показано, что при значимом уменьшении содержа-
ния олова в добываемых рудах комбинатом не допущено увели-
чения потерь металла, снижено разубоживание руд, сохранено
неизменным в течение последних четырех лет содержание олова
в товарных рудах за счет рудосортировки, что способствует росту
извлечения металла в обогатительном производстве.
Таким образом, можно сделать следующие выводы:
проведенное комбинатом перевооружение способов контроля
обеспечило соответствие между производительностью опробования
и современными требованиями производства;
экспрессный рентгенорадиометрический контроль выявил зна-
чительные резервы уменьшения потерь металла и разубоживания
руд, полноты использования недр, а также новые формы эконо-
мического стимулирования работников;
оперативное управление качеством руд посредством рудосор-
тировки, формирования грузопотоков по содержанию ценных ком-
понентов, стабилизации качества поступающих на обогащение
руд, регулирования по основным показателям процесса обогаще-
ния обеспечило необходимые условия для оптимизации техноло-
гического процесса горнодобывающего предприятия, существенно
повысив эффективность его работы;
система оперативного управления качеством руд, предусматри-
вающая автоматический сбор, обработку информации и обратную
связь, создает необходимые предпосылки для прямого машинного
управления технологическим процессом горно-обогатительного
производства (АСУ ТП предприятия).
СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ
1.	Аврамов В. Е., Азбель Е. И., Ефремова Н. И. Планирование эксперимента
и прогнозирование качества сырья на горных предприятиях.— Новосибирск: Нау-
ка, 1979.
2.	Азбель Е. И., Михайлова Л. В. Точный метод оценки усреднения по
нескольким компонентам.— В кн.: Совершенствование существующих и разра-
ботка новых технологических процессов, направленных на повышение комплекс-
ности использования сырья, охрану окружающей среды и недр.— Красноярск:
НТО цв. металлургии, 1981, с. 83—86.
3.	Азбель Е. И., Круглов А. А. Метод оценки динамических потерь при
обогащении руд нестабильного качественного состава.— Комплексное использо-
вание минерального сырья, 1985, № 12, с. 32—35.
4.	Архипов О. А. Радиометрическая обогатимость руд при их разведке.—
М.: Недра, 1985.
5.	Баранов Е. Г. Пути интенсификации процессов отбойки, дробления и
измельчения на железорудных карьерах.— Горный журнал, 1982, № 8, с. 37—42.
6.	Барский Л. А., Козин В. 3. Системный анализ в обогащении полезных
ископаемых.— М.: Недра, 1978.
7.	Бастан П. П., Азбель Е. И., Ключкин Е. И. Теория и практика усредне-
ния руд.— М.: Недра, 1979.
8.	Волошин И. И., Гиндин М. А. Метод оценки технологической эффектив-
ности усреднения с учетом динамических характеристик обогащения.— Обогаще-
ние руд, 1981, № 4, с. 3—6.
9.	Большаков А. Ю. Системы ядерно-физического опробования для управ-
ления качеством руд.— Л.: Недра, 1979.
10.	Богданович А. В., Буйлов П. И., Савраева С. В. Исследование возмож-
ностей применения радиометрических методов обогащения для полиметалличе-
ских руд на примере сульфидной руды Зыряновской обогатительной фабрики.—
В кн.: Новые процессы обогащения руд.— Л.: ВНИПИ Механобр, 1981, с. 53—6L
11.	Гамма-гамма-мет од в рудничной геологии/Г. А. Пшеничный, А. II. Оч-
кур, О. С. Маренков, Г. Ф. Комиссаржевская.— М.: Атомиздат, 1971.
12.	Гамма-методы в рудной геологии/Под ред. А. П. Очкура.— Л.: Нед-
ра, 1976.
13.	Геофизическое опробование при разведке и эксплуатации железорудных
месторождений/О. К. Владимиров, Ю. Д. Евдокимов, В. П. Кальварская и др.—
Методы разведочной геофизики, 1972, вып. 19, с. 108—113.
14.	Изоитко В. М., Машевский Г. И., Ревнивцев В. И. Классификация руд
как основа их изучения при комплексной переработке и создании АСУ ТП.—
М.: ЦНИИЦветмет экономики и информ., 1981.
15.	Изоитко В. М. Геолого-технологическая классификация руд Тырныауз-
ского молибден-вольфрамового месторождения.— Обогащение руд, 1982, № 1,
с. 32—37.
16.	Изоитко В. М. Классификация и моделирование связей между мине-
ральным и химическим составом скарновых вольфрамовых и молибден-вольфра-
мовых руд при их комплексном использовании/Тез. докл. IV конф, по минера-
логии, геохимии, генезису и комплексному использованию вольфрамовых м-ний
СССР. 24—25 ноября 1981 г.,—Л.: ЛГУ, 1981, с. 13—14.
17.	Изоитко В. М., Устинов И. Д. Исследование взаимосвязей между ве-
щественным составом и показателями обогащения скарновых молибден-вольфра-
мовых руд (на примере Турныаузского месторождения).— Обогащение руд, 1983,
№ 1, с. 23—27.
18.	Изоитко В. М., Бояринов Е. В., Шанаурин В. Е. Особенности минерало-
го-технологической оценки руд на предприятиях вольфрам-молибденовой подот-
расли.— М.: ЦНИИЦветмет экономики и информ., 1985.
304
19.	Изоитко В. М., Шалыгина И. Л. К вопросу о геолого-минералогической
основе технологической классификации сплошных и вкрапленных руд Нориль-
ского района.— Обогащение руд, 1983, № 2, с. 28—32.
20.	Исследование процесса рентгенорадиометрической сепарации оловянных
руд/Л. В. Зернов, И. А. Лучин, И. И. Миронов, В. К. Рябкин,— Цв. металлы,
1982, № 1, с. 85—88.
21.	Исследование рентгенорадиометрической сортировки и сепарации поли-
металлических руд/С. А. Балдин, М. Н. Викторов, В. Г. Егиазаров, И. И. Миро-
нов.— Цв. металлы, 1981, № 7, с. 89—92.
22.	Исследование обогатимости комплексных вольфрамо-молибденовых руд
рентгенорадиометрическим методом/В. И. Ревнивцев, Е. П. Леман, Т. Г. Рыбако-
ва и др.— Обогащение руд, 1984, № 5, с 43—45.
23.	Козин В. 3., Блинов Е. Е., Ефремов В. И. Алгоритм управления произ-
водительностью фабрики с учетом состояния технологического оборудования и
свойств процесса.— Горный журнал, 1973, № 2, с. 114—147.
24.	Комплекс ядерно-геофизических методов и аппаратуры для повышения
эффективности разведки, добычи и переработки нерадиоактивного минерального
сырья (на примере оловянных руд)/С. А. Балдин, С. Н. Волощук, Б. Г. Елиза-
ров и др.— Атомная энергия, 1979, т. 47, вып. 1, с. 3—7.
25.	Кузнецов В. М. Математические модели взрывного дела,—Новосибирск:
Наука, 1977, с. 173—180.
26.	Леман Е. П. Рентгенорадиометрический метод опробования месторожде-
ний цветных и редких металлов.— Л.: Недра, 1978.
27.	Лилеев В. А., Литвинцев Э. Г. Состояние и задачи радиометрического
обогащения руд.— М.: ЦНИИЦветмет экономики и информ., 1983.
28.	Леонов С. Б., Развозжаев Ю. И., Федоров Ю. О. Перспективы рентгено-
радиометрического обогащения полезных ископаемых.— Цв. металлы, 1981, № 7,
с. 92—94.
29.	Максимов В. А., Козлов Г. Г., Козлова Л. Д. Ядерно-геофизическис ме-
тоды оперативной оценки качества руд при эксплуатации месторождений цвет-
ных и редких металлов.— М.: Цветметинформация, 1976.
30.	Матухно М. В., Юшко В. Б. Пути повышения качества геологического
обслуживания горнодобывающих предприятий.— Горный журнал, 1978, № 11,
с. 9—11.
31.	Матерон Ж. Основы прикладной геостатики.— М.: Мир, 1968.
32.	Мейер В. А. Ядерно-геофизические методы как основа прогрессивной
технологии контроля качества руд в горнодобывающей промышленности.— Вест-
ник ЛГУ, 1976, № 18, с. 52—62.
33.	Методические особенности рентгенорадиометрического обогащения ком-
плексных руд/В. И. Ревнивцев, Е. П. Леман, Б. Р. Курилков, Т. Г. Рыбакова.—
Обогащение руд, 1983, № 6, с. 5—10.
34.	Методические указания по производству взрывных работ в карьере
ЛГОКа для обеспечения мельниц самоизмельчения типа ММС-70/23 рулой оп-
тимального гранулометрического состава.— Губкин: НИИКМА, 1982.
35.	Мокроусов В. А., Лилеева В. А. Радиометрическое обогащение нерадио-
активных руд.— М.: Недра, 1979.
36.	Об одном подходе к оценке энергозатрат на дезинтеграцию руды/
Е. И. Шемякин, В. И. Ревнивцев, Н. Н. Фаддеенков, А. С. Петров.— Обогаще-
ние руд, 1981, № 6, с. 10—12.
37.	О комбинировании радиометрических процессов при обогащении ком-
плексных руд/В. С. Латов, В. А. Лилеев, С. Н. Молодкин, И. И. Смирнов.—
Цв. металлы, 1982, № 3, с. 98—102.
38.	Опробование и сортировка полиметаллических руд в движущихся горно-
транспортных емкостях/А. И. Шилов, В. Ю. Деды, В. А. Максимов, Г. Г. Коз-
лов.— Цв. металлургия, 1984, № 4, с. 50—53.
39.	Опыт распознавания типа руды на обогатительной фабрике № 1 комби-
ната «Печенганикель»/В. И. Браун, В. М. Изоитко, Г. Н. Машевский, Б. Б. По-
ходзей.— В ки.: Комбинированные методы переработки медно-никелевых руд.—
М.: ИПКОН АН СССР, 1979.
20 Зак. 283	3 05
40.	Посик Л. Н., Кошелев И. В. Радиометрическая крупнопорционная сор-
тировка руд при их добыче и транспортировке.— Цв. металлы, 1979, № 2,
с. 70—73. '
41.	Пухальский Л. Ч. Рудничная геофизика.— М.: Энергоатомиздат, 1983.
42.	Раздельное определение элементов с близкими атомными номерами при
рентгенорадиометрическом анализе комплексных руд/Е. П. Леман, В. А. Золот-
ницкий. Н. А. Мац, В. Г. Негиевич.— Геофизическая аппаратура, 1984, вып. 80,
•с. 60—66.
43.	Ревнивцев В. И. Фотометрическая сортировка — новый перспективный
метод обогащения.— Цв. металлы, 1969, № 5, с. 25—31.
44.	Ревнивцев В. И., Изоитко В. М. Условия образования скарновых шеели-
товых руд и их технологические свойства.— Изв. АН СССР. Сер. геол., 1985,
№ 1, с. 83—95.
45.	Ревнивцев В. И., Леман Е. П. Кроткое М. И. Рентгенорадиомстрический
метод в комплексной системе управления качеством руд.— Обогащение руд,
1983, № 5, с. 24—26.
46.	Результаты сепарации оловянных руд рентгенорадиомстричсским спосэ-
бом/С. А. Балдин, Л. В. Зернов, И. А. Лучин и др.— Цв. металлы, 1981, № 12,
с. 99—101.
47.	Репин Н. Я-, Потапов А. И., Курочкин А. Н. Влияние качества взрыв-
ной подготовки железистых кварцитов на показатели дробильно-размольного
оборудования.— В кн.: Повышение эффективности и качества использования
недр КМА.— Воронеж: Центр.-Чернозем, кн. изд-во, 1979.
48.	Садовский М. А. Естественная кусковатость горной породы.— ДАН
СССР, 1979, т. 247, № 4, с. 829—831.
49.	Татарников А. П. Ядерно-физические методы обогащения полезных ис-
копаемых.— М.: Атомиздат, 1974.
50.	Товарное рентгенорадиометрическое опробование свинцово-цинковых руд
на Садонском СЦК/В. А. Мейер, Г. А. Нванкович, А. П. Розуванов и др.— Цв.
металлургия, 1977, № 19, с. 46—48.
51.	Фаддеенков И. Н. Об аналитическом описании грансостава взорванной
массы горной породы с учетом предварительной трещиноватости,— ФТПРПИ,
1975, № 2, с. 61—63.
52.	Фаддеенков Н. И. Об энергетической оценке дробящего действия взры-
ва,—ФТПРПИ, 1977, № 3, с. 43—48.
53.	Фаддеенков И. Н., Труфакин Н. Е. Шемякин Е. И. О математическом
описании дезинтеграции горных пород иерархической дефектной структуры.—
ФТПРПИ, 1980, № 6, с. 3—7.
54.	Фаддеенков И. Н., Балагур Д. А. О математическом моделировании пре-
образований гранулометрического состава при добыче руды.— ФТПРПИ, 1978,
№ 5, с. 59—66.
55.	Фаддеенков И. И., Бобров Г. Ф., Балагур Д. А. Об устойчивости ха-
рактеристик кусковатости.— ФТПРПИ, 1979, № 3, с. 51—57.
56.	Фаддеенков Н. И., Труфакин И. Е. К оценке энергозатрат на взрывное
разрушение руды.— Обогащение руд, 1982, № 5, с. 8—10.
57.	Филиппов Е. М. Ядерная геофизика.— Новосибирск: Наука, 1973.
58.	Филиппов Е. М. Ядерная разведка полезных ископаемых.— Киев: Науко-
ва думка, 1978.
59.	Шашкин В. Л. Опробование радиоактивных руд по гамма-излучению.—
М.: Атомиздат, 1972.
60.	Шупов Л. П. Математические модели усреднения.— М.: Недра, 1978.
61.	Юшко В. Б. Управление качеством товарной руды с помощью рентге-
норадиометрического опробования.— Цв. металлургия, 1978, № 13, с. 35—39.
62.	Яшин В. П., Костин И. М., Савичева Е. С. К вопросу о повышении
общей эффективности рудоподготовки за счет оптимизации параметров взрыв-
ной отбойки.— Обогащение руд, 1983, № 2, с. 3—7.
63.	Finlow-Bats Т., Bartrum Т. Relationship between changes in ore type and
performance of chalcopyrite flotation at mount Isa. Queensland/IMM, Sect. C„
1977, vol. 86, N 6, p. 71—76.
ОГЛАВЛЕНИЕ
Введение ............................................................ 3
Глава 1. Задачи	и	методы	рудоподготовки..........................О
1.1.	Развитие	процессов	рудоподготовки..........................9
1.2.	Задачи рудоподготовки и управления качеством руд на современ-
ном этапе...........................................................13
1.3.	Информационная основа рудоподготовки.........................19
1.4.	Система рудоподготовки на основе	механических	методов	... 21
1.5.	Система рудоподготовки на основе	радиометрических	методов	.	23
Глава 2. Классификация и распознавание	типов руд....................31
2.1.	Общие сведения...............................................31
2.2.	Природные типы руд...........................................32
2.3.	Особенности классификации руд...................... 39
2.4.	Классификация руд по косвенным	признакам..................7!)
2.5.	Распознавание типов руд во взорванной массе и при транспорти-
ровании ..........................................................82
2.6.	Распознавание типов руд	при	управлении процессами обогащения 87
Глава 3. Методы дезинтеграции........................................92
3.1.	Физическая модель дезинтеграции..............................92
3.2.	Управление качеством дробления руды ....	... 96
3.3.	Влияние кусковатости на энергоемкость и производительность дроб-
ления ...........................................................Н>8
3.4.	Оптимизация процессов разрушения на стадии взрывное дробле-
ние—механическое измельчение......................................ПО
3.5.	Механическое дробление в руднике............................113
3.6.	Картирование (районирование) месторождения по технологическим
свойствам горной массы ......................................... 117
3.7.	Опыт взрывной дезинтеграции.................................125
Глава 4. Радиометрические методы разделения.........................128
4.1.	Особенности радиометрических методов........................128
4.2.	Краткая характеристика радиометрических методов рудоподготовки 129
4.3.	Уточнение границ взрывной отбойки ......................... 160
4.4.	Крупнопорционная сортировка.................................170
4.5.	Мелкопорционная сортировка и сепарация......................196
4.6.	Системы управления качеством руд с применением радиометриче-
ских методов.....................................................214
Глава 5. Методы усреднения качества руд.............................220
5.1.	Общие сведения..............................................220
5.2.	Описание изменчивости качественного состава усредняемых руд 223
5.3.	Структура потерь при обогащении, обусловленных нестабильностью
качественного состава руд........................................220
5.4.	Статические схемы усреднения................................238
5.5.	Динамические схемы усреднения...............................248
5.6.	Имитационные методы определения эффективности систем усред-
нения и расчеты их параметров....................................238
5.7.	Компенсация явления сегрегации материала по крупности .	. 266
5.8.	Особенности проектирования и эксплуатации систем усреднения 274
Глава 6. Практика использования систем рудоподготовки с применением
радиометрических методов............................................287
6.1. Перспективные направления применения радиометрических методов
в системах рудоподготовки........................................287
6.2. Реализация элементов комплексной системы управления качеством
руд и ее эффективность...........................................292
Список литературы........................................ ...	3'44
ПРОИЗВОДСТВЕННОЕ ИЗДАНИЕ
Ревнивцев Владимир Иванович
Азбель Евгений Иосифович
Баранов Евгений Герасимович и др.
ПОДГОТОВКА МИНЕРАЛЬНОГО СЫРЬЯ
К ОБОГАЩЕНИЮ И ПЕРЕРАБОТКЕ
Редактор издательства О. И. Паркани
Переплет художника И. А. Слюсарева
Художественный редактор О. Н. Зайцева
Технический редактор Е. JI. Закашанская
Корректор Г. Л. Петушкова
ИБ № 6647
Сдано в набор 01.06.87. Подписано в печать 17.11.87.	Т-22094. Формат 60 X 90’/i6.
Бумага типографская № 1. Гарнитура Литературная. Печать высокая. Усл. печ. л. 19,25.
Усл. кр.-отт. 19,75. Уч.-изд. л. 22,34. Тираж 2120 экз. Заказ 283/864—9. Цена 1 р. 50 к.
Ордена «Знак Почета» издательство «Недра»,
125047, пл. Белорусского вокз., д. 3
Ленинградская картографическая фабрика ВСЕГЕИ