Вторую группу представляют отходы углеобогатительных фабрик, где они составляют 5-40% от перерабатываемой массы добытого сырья и превышают 1 млн.т/год на каждой фабрике. В зависимости от способов обогащения угля образуются кусковые и мелкодисперсные отходы соответственно при гравитационном и флотационном методах обогащения. Выход кусковых углеотходов обогатительных фабрик Кузнецкого бассейна составил в 1987 году около 11,5 млн.т, а Уральских – 4,8 млн.т.

Крупность зёрен при флотационном обогащении менее 1 мм. Представление о крупности кусковых отходов даёт таблица 4.

Таблица 4.

Гранулометрический состав отходов гравитационного обогащения.

Содержание мелкой фракции (<13 мм) не превышает 6,5%, а зольность почти не зависит от размера кускового материала.

Представление о химическом составе отходов обогатительных фабрик можно получить, проанализировав данные таблицы 5.

Таблица 5.

Характеристика углеотходов.

Преобладающей горной породой в углеотходах уральских месторождений является аргиллит, в небольших количествах присутствуют алевролиты, песчаники, карбонаты и сульфиды.

Основные минералы представлены каолинитом (20-40%), гидрослюдами (5-25%) и кварцем (30-40%). Кизеловские отходы имеют повышенное содержание сульфидов железа, следствием чего является более высокое содержание в них серы.

Содержание углерода зависит от качества обогащения.

Углеотходы представляют интерес для цементной промышленности, которая может утилизировать значительный их объём. Например, в Польше ежегодно используют 40 000 т отходов углеобогащения, применяя их в качестве компонента исходного сырья цемента в количестве 8-18%. На Днепродзержинском цементном заводе в сырьевую смесь вводят 8-9% углеотходов. На Одесском цементном заводе используют углемоечные отходы коксохимического производства для частичной замены глины и снижения расходов топлива на обжиг клинкера (около 11%).

Воздействие отходов обогащения углей на ОС аналогично, по-видимому, воздействию золоотвалов ТЭС, рассмотренному выше.

3.3. ТМ цветных и редких металлов

ТМ этой группы объединяют ТМ, возникающие при добыче, обогащении и переработке продуктов обогащения руд цветных (Cu, Zn, Pb, Al и Mg) и редких (Ni, Sn, Mo, W, Bi, V, Co, As, Sb и Hg) металлов. Как правило, ТМ этой группы относятся к месторождениям смешанного типа, т.е. пригодны как для доизвлечения металла, так и получения стройматериалов.

ТМ, сложенные вскрышными и вмещающими породами и некондиционными рудами, представлены рыхлыми, полускальными и скальными горными породами и рудами различного вещественного состава, слагающими коренные месторождения. В этом типе месторождений обычно не наблюдается закономерностей в распределении наиболее богатых металлом участков.

ТМ, возникающие при обогащении руд, представлены хвостохранилищами, сложенными измельчённым материалом с водонасыщением до 20-50%, плотностью от 1,5 до 2,5 т/м3 и содержанием глинистых частиц до 50%.

При флотационном обогащении основная масса хвостохранилищ представлена пылевидным материалом, а при гравитационном – мелкозернистым. В пылевидном материале частиц с диаметром менее 0,1 мм свыше 25%, а в мелкозернистом – частиц с диаметром меньше 0,1 мм менее 25%.

Полезные компоненты распределены в хвостохранилищах неравномерно. Возникновение участков с повышенной концентрацией металла зависит не только от изменения показателей технологии обогащения, но и от ряда других факторов, таких как

§      временной режим и место сброса пульпы, которые не являются постоянными;

§      рельеф дна хвостохранилища;

§      окислительные и восстановительные процессы в приповерхностной зоне (см. выше).

Металлоносные участки представлены системой разобщённых пластообразных, линзообразных, изометрических и неправильной формы тел.

В хвостохранилищах помимо цветных и редких металлов наблюдаются повышенные содержания благородных металлов (Ag, Au, Pt) и редкоземельных и рассеянных металлов (Ge, Se, Te и др.).

Шлаки металлургического производства имеют две разновидности:

§      литые, поступающие в шлакоотвалы в горячем состоянии;

§      гранулированные – исходные шлаки после предварительной грануляции.

Распределение полезных компонент в шлаках зависит от изменения состава исходного сырья и показателей извлечения различных компонент, входящих в состав перерабатываемых концентратов, а так же от интенсивности процессов вторичного перераспределения металлов в них, которые для литых шлаков проявляются лишь в приповерхностной части, а для гранулированных – на большую глубину и более интенсивно.

Особенно велики потери металлов при добыче и обогащении руд, а, следовательно, весьма значительны их запасы в ТМ горнодобывающей промышленности. Оценим эти запасы на примере крупнейшего комбината нашей страны – Тырныаузского (Предкавказье), осуществляющего добычу и переработку вольфрамовых руд.

Кондиционными считаются руды с содержанием триоксида вольфрама CWO3 >0,1%. В хвостах флотации содержание CWO3 <0,04%. В процессе подготовительных горных работ эксплуатационный блок расчленяется на кондиционные и некондиционные руды, выемка которых из недр осуществляется раздельно: кондиционные руды отгружаются на обогатительную фабрику, а некондиционные направляются в отвал.

Технологическая схема и показатели добычи и переработки руд показаны на рис. 2, из которого следует, что на долю  кондиционных  руд  приходится всего 13,5% от всей добытой

Рис. 2. Схема отработки и обогащения руд Тырныаузского месторождения с технологичес-кими показателями по отдельным этапам.

a, b, q - содержание CWO3 в исходной горной массе, обогащённом и отвальном продуктах соответственно, %;

g - выход продуктов переработки и обогащения руд, %;

e - извлечение триоксида вольфрама в соответствующий продукт, %.

горной массы. В этих рудах содержится лишь 34,6% полезного компонента. Некондиционные руды, составляющие 86,5% добытой горной массы, уходят в отвал, унося с собой 65,4% металла, содержащегося в эксплуатационном блоке. Таким образом, уже первая стадия добычи коренных руд связана с огромными потерями полезного компонента, причём это потери не в недрах, а в отвалах.

На обогатительной фабрике руда подвергается дроблению, измельчению и флотации. В хвосты флотации уходит 13,48% рудной массы, вместе с которой уносится ещё 11,4% полезного компонента. В итоге из всей массы металла, содержащегося в эксплуатационном блоке, в товарный концентрат извлекается всего 23,2%, а 76,8% теряется в отвалах некондиционной руды и хвостохранилищах.

Изучение технологической пробы некондиционной руды Тырныаузского месторождения показало, что отвалы некондиционной руды это полноценное техногенное месторождение, пригодное для переработки, причём со значительно меньшими затратами, чем месторождения коренных руд.

Распределение содержания триоксида вольфрама в порциях этой пробы приведено в таблице 6.

Таблица 6.

Распределение триоксида вольфрама в порциях технологической пробы некондиционной руды Тырныаузского месторождения.

*Среднее содержание WO3 по всем вышестоящим порциям, включая данную (Сn’), ко-

                                                                                     n’           n’    

торое рассчитывается по формуле                  Сп’=(åmiCi)/(åmi)

                                                                                     i=1                i=1    

где mi  и  Ci – масса и содержание WO3 в i–й порции технологической пробы;

n’ – количество порций, для которых рассчитывается Сn’.

**Относительная масса (Мi, %) WO3 в i-й порции технологической пробы, которая оп-

  n

ределяется равенством                                  Мi= [miCi/ (åmiCi)]·100, %,

     i=1

где n – суммарное количество порций в технологической пробе, в данном случае – 20.

***Суммарная относительная масса WO3 (Мn’) для всех вышестоящих порций, включая

                                    n’           n

данную, равная                                               Мn’= [(Сn’åmi)/(Сnåmi)]·100, %.

                                                       i=1                i=1

Проба состояла из кусков крупностью 25-50 мм. Среднее содержание CWO3=0,057%, т.е. в целом она относится к категории забалансовых руд, так как минимальное промышленное содержание в руде CWO3=0,1%. После взвешивания и анализа каждого куска и ранжирования кусков по содержанию CWO3 вся проба была разделена на 20 отдельных порций примерно равных по массе. Затем эти порции были объединены в три группы. В группу I вошли 5 порций с самыми высокими значениями CWO3, для каждой из которых содержание CWO3 оказалось выше, чем в хвостах флотации, т.е. CWO3>0,04%. В группу II попали 5 порций, у которых среднее накопленное содержание металла оказалось выше, чем минимальное промышленное на месторождении, т.е. CWO3>0,1%, но в самих порциях содержание металла ниже, чем в хвостах флотации, т.е. CWO3 <0,04%. В группу III попали оставшиеся 10 порций, у которых оба показателя ниже установленных пределов.

Данные таблицы 6 показывают, что распределение вольфрама в кусках и порциях некондиционной руды очень неравномерно. Действительно, некондиционная в целом горная масса технологической пробы, оказывается, наполовину (10 из 20 порций) представлена вполне кондиционной рудой, в которой сосредоточено 92,8% всего металла, а его средняя концентрация CWO3=0,106% (групповые порции I и II вместе). Более того, кондиционная рудная часть пробы также наполовину сложена некондиционной рудой со средним содержанием CWO3=0,026% и запасом металла в 11,4% (групповая порция II). Следовательно, в данном случае отвал некондиционных руд на 50% представлен вполне кондиционными рудами, в которых сосредоточено 92,8% металла со средним содержанием CWO3=0,106%. Такой отвал нельзя считать бросовым, он должен рассматриваться как ТМ, вполне пригодное для разработки, причём, с гораздо меньшими затратами, чем коренное, так как горная масса в нём уже добыта и складирована.

Страницы: 1, 2, 3, 4, 5, 6, 7, 8