УПРАВЛЕНИЕ КАЧЕСТВОМ РУД С ИСПОЛЬЗОВАНИЕМ РАДИОМЕТРИЧЕСКИХ МЕТОДОВ КОНТРОЛЯ СОДЕРЖАНИЯ ПОЛЕЗНЫХ КОМПОНЕНТОВ (на примере месторождения «Олений Ручей»)

Шибаева Дарья

УПРАВЛЕНИЕ КАЧЕСТВОМ РУД С ИСПОЛЬЗОВАНИЕМ РАДИОМЕТРИЧЕСКИХ МЕТОДОВ КОНТРОЛЯ СОДЕРЖАНИЯ ПОЛЕЗНЫХ КОМПОНЕНТОВ (на примере месторождения «Олений Ручей»)

В диссертационной работе решена актуальная задача, связанная с формированием качества добываемых руд в условиях снижения содержания полезного компонента по месторождению и ухудшения горно-геологических условий его отработки, решение которой обеспечивает в сложившейся в минерально-сырьевом комплексе ситуации обеспечивать процессы переработки рудопотоком стабильного состава. Основные результаты работы, обладающие научной новизной и лично полученные Павлишиной Д.Н., состоят в следующем: 1. Разработан показатель наличия пустых пород, свидетельствующий о возможности их выделения, снижения неравномерности распределения полезного компонента в исследуемом объеме, который в сочетании с показателем контрастности позволяет повысить обоснованность выбора способа формирования рудопотока стабильного состава. 2. Разработан алгоритм управления качеством руд, позволяющий в условиях высокой изменчивости характеристик минерального сырья, разработать технологию, основанную на рациональном сочетании усреднительного и разделительного принципов формирования, обеспечивающую процессы переработки рудопотоком стабильного состава. Формирование качества руды с использованием двух принципов позволит вовлекать в отработку бедные и некондиционные руды и забалансовые запасы. 3. Разработана технология формирования качества апатитсодержащей руды с включением покусковой рентгенолюминесцентной сепарации на материале крупностью более 20 мм, позволяющая осуществлять совместную отработку рядовых и бедных руд без снижения эффективности и удорожания горно-добычных работ, обеспечивая перерабатывающее производство рудопотоком равномерного качественного состава. Применение данной технологии обеспечивает: снижение на 64% энергозатрат в дробильном и на 40% измельчительном переделах; повышение селективности процесса апатитовой флотации; уменьшение негативного воздействия на экологию территорий в районе горно-обогатительного комплекса за счет уменьшения на 35,5% количества тонкоизмельченных хвостов апатитовой флотации при сохранении производительности добычных работ и вторичного использования в качестве щебня для строительных работ по различным направлениям отходов предконцентрации. 4. Установлено, что повышение достоверности информации о распределении полезного компонента в исследуемом объеме месторождения, обеспечивающее снижение затрат на получение апатитового концентрата за счет рационального сочетания принципов оперативного управления качеством, достигается снижением шага дискретности скважинного опробования. Результаты исследований приняты к использованию при выполнении работ по предварительной концентрации бедных апатитсодержащих руд месторождения «Олений Ручей» при проведении полупромышленных испытаний.Материалы диссертации используются в образовательном процессе при изучении дисциплин «Управление качеством руд при добыче» и «Радиометрические методы исследования массивов» на горном факультете в Кольском филиале Федерального государственного бюджетного учреждения высшего профессионального образования «Петрозаводский государственный университет».

Горное дело

Диссертации

Вуз: Независимое исследование (нет вуза)

ID: 5d9069b17966e1054fbfeddc

UUID: 278f0040-c4c0-0137-f28c-525400005860

Язык: Русский

Опубликовано: около 5 лет назад

Просмотры: 335

32.34

Шибаева Дарья

Апатитский филиал Мурманского государственного технического университета

Комментировать 0

Рецензировать 1

Скачать - 1,2 МБ

Поделиться работой

ФЕДЕРАЛЬНОЕ ГОСУДАРСТВЕННОЕ БЮДЖЕТНОЕ УЧРЕЖДЕНИЕ НАУКИ ГОРНЫЙ ИНСТИТУТ КОЛЬСКОГО НАУЧНОГО ЦЕНТРА РОССИЙСКОЙ АКАДЕМИИ НАУК (ГоИ КНЦ РАН) На правах рукописи Павлишина Дарья Николаевна УПРАВЛЕНИЕ КАЧЕСТВОМ РУД С ИСПОЛЬЗОВАНИЕМ РАДИОМЕТРИЧЕСКИХ МЕТОДОВ КОНТРОЛЯ СОДЕРЖАНИЯ ПОЛЕЗНЫХ КОМПОНЕНТОВ (на примере месторождения «Олений Ручей»). 25.00.22 - Геотехнология (подземная, открытая и строительная) Диссертация на соискание ученой степени кандидата технических наук Научный руководитель: доктор технических наук С.В.Терещенко Апатиты - 2016

2 ОГЛАВЛЕНИЕ ВВЕДЕНИЕ ............................................................................................................................................. 4 1. СОВРЕМЕННОЕ СОСТОЯНИЕ ПРОЦЕССОВ ФОРМИРОВАНИЯ КАЧЕСТВА АПАТИТСОДЕРЖАЩИХ РУД ........................................................................................................... 9 1.1. Способы формирования качества руд ........................................................................................... 9 1.2. Геолого-минералогические особенности Хибинского месторождения апатитсодержащих руд «Олений Ручей»............................................................................................................................. 20 1.3. Влияния вещественного состава апатитсодержащих руд на технологические показатели их переработки........................................................................................................................................... 25 ВЫВОДЫ ПО ГЛАВЕ 1 ...................................................................................................................... 29 2. РАЗРАБОТКА АЛГОРИТМА ФОРМИРОВАНИЯ КАЧЕСТВА РУД ....................................... 30 ВЫВОДЫ ПО ГЛАВЕ 2 ...................................................................................................................... 47 3. ФОРМИРОВАНИЕ КАЧЕСТВА АПАТИТСОДЕРЖАЩИХ РУД МЕСТОРОЖДЕНИЯ «ОЛЕНИЙ РУЧЕЙ» ............................................................................................................................. 48 3.1. Оценка неравномерности распределения полезных компонентов на месторождении «Олений Ручей».................................................................................................................................... 48 3.2. Оценка результатов реализации рентгенолюминесцентного метода разделения апатитсодержащих руд Хибинского массива .................................................................................... 54 3.2.1. Определение оптимальных параметров процесса разделения .............................................. 54 3.2.2. Изучение кернового материала скважин детальной разведки ............................................... 55 3.2.3. Изучение материала технологических проб ............................................................................ 69 3.3. Влияние процессов управления качеством руд на технологические показатели их переработки........................................................................................................................................... 76 3.3.1. Петрографическая характеристика продуктов рентгенолюминесцентного разделения ..... 77 3.3.2. Влияние процесса предконцентрации на технологические показатели переработки руды 79 3.3.2.1. Дробимость и измельчаемость руды ..................................................................................... 79 3.3.2.2. Флотационное обогащение руды ........................................................................................... 81 3.3.3. Характеристика породного продукта предконцентрации ...................................................... 83 3.4. Формирование качества рудных продуктов предконцентрации .............................................. 86 3.4.1. Стабилизация качества рудных продуктов предконцентрации............................................. 86 3.4.2. Формирование усреднительного склада .................................................................................. 87 3.5. Управление качеством руд на примере отработки месторождения «Олений Ручей»............ 93 ВЫВОДЫ ПО ГЛАВЕ 3 .................................................................................................................... 100

3 4. УКРУПНЕННАЯ ЭКОНОМИЧЕСКАЯ ОЦЕНКА ФОРМИРОВАНИЯ КАЧЕСТВА РУДОПОТОКА................................................................................................................................... 102 ВЫВОДЫ ПО ГЛАВЕ 4 .................................................................................................................... 109 ЗАКЛЮЧЕНИЕ .................................................................................................................................. 110 СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ .................................................................................................................. 112 ПРИЛОЖЕНИЯ .................................................................................................................................. 125

4 ВВЕДЕНИЕ Актуальность работы. Идея комплексной разработки полезных ископаемых, выдвинутая и описанная академиком А.Е. Ферсманом в 1932 году, была обоснована академиками А.В. Сидоренко, Н.В. Мельниковым и В.В. Ржевским в конце шестидесятых – начале семидесятых годов XX века, получив свое развитие с позиции государственной значимости. Вопросы стабилизации качества руды академики Н.В. Мельников и М.И. Агошков отнесли к числу основных в проблеме комплексного освоения месторождений, использования минерального сырья и охраны недр [1]. Приоритет, отданный вопросу стабилизации качества руды, был вызван тем, что технологические, а, соответственно, и экономические показатели перерабатывающих производств во многом зависят от стабильности качества рудного сырья. В развитии минерально-сырьевого комплекса определились негативные тенденции, которые очевидны уже не только специалистам, но и признаны на уровне государственного управления и стратегического планирования [2-12]. В ноябре 2008 года правительство Российской Федерации представило концепцию долгосрочного социально-экономического развития на период до 2020 года, в которой отмечено, что «… многие месторождения стратегически важных полезных ископаемых вступили в стадию падающей добычи, и добыча ряда полезных ископаемых не компенсируется приростом запасов; при значительных запасах относительно низкокачественных и сложных для обогащения руд некоторые полезные ископаемые добываются в ограниченных масштабах, а внутреннее потребление обеспечивается в основном импортом (свинец, тантал, ниобий, вольфрам, барит, хром, марганец и т.д.); в нераспределенном фонде велика доля запасов, освоение которых экономически нецелесообразно при используемых технологиях добычи, обогащения и переработки минерального сырья…». Можно определенно констатировать, что в обозримом будущем придется иметь дело с принципиально новой реальностью: минерально-сырьевой базой, сформированной в основном низкокачественными типами рудных полезных ископаемых, характеризующимися низким содержанием полезных компонентов (ПК), комплексным составом и сложной обогатимостью [13]. Существующая регрессивная тенденция характерна и для Хибинских апатитнефелиновых месторождений. Она обусловлена как интенсивным освоением недр в течение 20-го столетия, особенно в до- и послевоенные годы, когда содержание Р2О5 в добытой руде превышало 20%, так и ухудшением горно-геологических условий их разработки. Для открытых горных работ ухудшение горно-геологических условий связано с уменьшением мощности рудных тел при увеличении длины отрабатываемых контактов с

5 вмещающими породами. В перспективе на четырех месторождениях Хибинской группы: «Плато Расвумчорр», «Коашва», «Ньоркпахк» (АО «Апатит») и «Олений Ручей» (АО «Северозападная Фосфорная Компания») планируется постепенный переход с открытого на подземный способ разработки [14]. Отработка запасов подземным способом сопряжена с усложнением условий разработки, увеличением длительности горно-подготовительных работ, повышенными затратами на их реализацию [15-16]. Таким образом, сложившаяся в минерально-сырьевом комплексе ситуация, обусловленная ухудшением качества добываемых руд и горно-геологических условий их отработки, требует особого внимания к вопросу формирования качества рудопотока. В диссертации данная проблема рассматривается на примере месторождения апатитсодержащих руд «Олений Ручей», разрабатываемого АО «Северо-Западная Фосфорная Компания», промышленная эксплуатация которого началась в 2012 году. Актуальность совершенствования технологий формирования качества апатитсодержащей руды месторождения «Олений Ручей» перед процессами переработки определяется сложной структурой запасов месторождения, в залежах которого наблюдается чередование апатитсодержащих руд с разубоживающими породами, составляющими до 38% от объема залежей [17]. Ухудшение качества добытой руды будет сказываться не только на качестве товарного продукта, но и на экологической обстановке прилегающих к горнообогатительному предприятию территорий. Повышение объемов переработки повлечет за собой рост количества размещаемых в хвостохранилищах отходов обогащения, которое неизбежно приведет к увеличению содержания пылевидных минеральных частиц в атмосфере и радиуса их загрязняющего воздействия [18-19]. Таким образом, в современных условиях становится очевидной необходимость изменения подходов, обеспечивающих рациональное недропользование. Включение дополнительных операций позволит увеличить полноту извлечения запасов из недр, снизить негативное воздействие горно-обогатительного предприятия на окружающую среду, повысить эффективность получения товарных продуктов в процессе разработки полезных ископаемых. Цель работы. Создание системы управления качеством руд, способствующей формированию рудопотока стабильного состава. Идея работы заключается в рациональном сочетании разделительного и усреднительного принципов управления качеством руд, основанном на закономерностях распределения полезного компонента в рудной массе, различии физических характеристик полезных и сопутствующих минералов, обеспечивающих эффективность формирования качества руды, поступающей на переработку.

6 Для достижения поставленной цели в работе решены следующие задачи: 1. Проанализированы существующие способы формирования качества минерального сырья. 2. Оценено влияние качества апатитсодержащих руд и его изменчивости на технологические показатели процессов обогащения. 3. Разработан алгоритм формирования рудопотока стабильного состава. 4. Предложена система управления качеством апатитсодержащих руд месторождения «Олений Ручей». 5. Выполнена укрупненная технико-экономическая оценка включения предконцентрации в систему управления качеством апатитсодержащих руд месторождения «Олений Ручей». Методы исследований: обобщение и анализ результатов ранее выполненных исследований; физические, химические и минералогические методы анализа вещественного состава горных пород и руд изучаемого месторождения; методы математического и имитационного моделирования технологических процессов; методы прикладной математики и математической статистики для обработки результатов измерений. Основные научные положения, выносимые на защиту: 1. Алгоритм управления качеством руд, позволяющий в условиях высокой изменчивости характеристик минерального сырья разработать технологию, обеспечивающую процессы переработки рудопотоком стабильного состава. 2. Технологическая схема формирования качества рудной массы обеспечивает повышение технико-экономических показателей получения апатитового концентрата и снижение негативного воздействия горно-перерабатывающего предприятия на экологию. 3. Достоверность информации о распределении полезного компонента, обеспечивающая снижение затрат на получение апатитового концентрата за счет рационального сочетания принципов оперативного управления качеством руды, достигается уменьшением шага дискретности скважинного опробования. Научная новизна работы заключается в следующем:  для апатитсодержащих руд Хибинского массива получены эмпирические зависимости, отражающие влияние качества питания обогатительной фабрики на объем руды, поступающей на переработку и на количество кондиционного апатитового концентрата;  разработан показатель наличия пустых пород, свидетельствующий об их присутствии в добываемой рудной массе, позволяющий оценить возможность и целесообразность применения операции предконцентрации, а в сочетании с показателем контрастности, повысить обоснованность выбора способа формирования рудопотока стабильного состава;

7  создан алгоритм управления качеством руд, позволяющий в условиях высокой изменчивости характеристик минерального сырья, разработать технологию, обеспечивающую процессы переработки рудопотоком стабильного состава;  доказана эффективность применения покусковой рентгенолюминесцентной сепарации апатитсодержащих руд крупностью более 20мм и нерациональность включения в систему управления качеством мелкопорционной сортировки рудной массы крупностью менее 20мм;  установлено, что использование разделительного принципа управления качеством руд позволяет снизить энергозатраты в дробильном и измельчительном переделах при переработке рудного продукта предконцентрации на 64% и 40% соответственно. Практическая значимость работы Разработана технология формирования качества апатитсодержащей руды, позволяющая осуществлять совместную отработку рядовых и бедных руд без снижения эффективности и удорожания горно-добычных рудопотоком равномерного работ, обеспечивая качественного состава. перерабатывающее Применение данной производство технологии обеспечивает повышение эффективности процессов дробления, измельчения и флотации, снижение негативного воздействия на экологию территорий в районе горно-обогатительного комплекса за счет уменьшения количества тонкоизмельченных хвостов апатитовой флотации и вторичного использования отходов предконцентрации. Результаты исследований приняты к использованию при выполнении работ по предварительной концентрации бедных апатитсодержащих руд месторождения «Олений Ручей» при проведении полупромышленных испытаний. Материалы диссертации используются в образовательном процессе при изучении дисциплин «Управление качеством руд при добыче» и «Радиометрические методы исследования массивов» на горном факультете в Кольском филиале Федерального государственного бюджетного учреждения высшего профессионального образования «Петрозаводский государственный университет». Достоверность научных положений, выводов и результатов, изложенных в диссертации, подтверждается всесторонним анализом объекта исследований, обоснованностью выбора методов изучения радиометрических свойств горных пород и их высокой корреляцией содержанию полезных компонентов апатитсодержащих руд, результатами комплексных исследований рентгенолюминесцентных характеристик кусков проб, их гранулометрического состава и влияния предконцентрации на последующие процессы флотационного обогащения, выполненных на значительном объеме материала.

8 Апробация работы. Материалы проведенных исследований докладывались и обсуждались: 1. На XXIV- XXVIII межрегиональных научно-практических конференциях КФ Петр ГУ (г. Апатиты), 2011-2015. 2. На научно-практических конференциях «Новые технологии в науке о Земле и горном деле» (г. Нальчик), 2011-2013. 3. На VI научно-практической конференции «Информационные технологии поддержки сбалансированного природопользования» (г. Апатиты), 2011. 4. На III - VI школах молодых ученых ГОИ КНЦ РАН «Геотехнология и обогащение полезных ископаемых» (г. Апатиты), 2011-2014. 5. На XXII- XXIII международных научных симпозиумах «Неделя горняка» (г. Москва), 2014-2015. 6. На Всероссийской научно-технической конференции с международным участием «Экологическая стратегия развития горнодобывающей отрасли – формирование нового мировоззрения в освоении природных ресурсов» (г. Апатиты), 2014. 7. На международной научно-технической конференции «Комбинированные процессы переработки минерального сырья: теория и практика» (г. Санкт-Петербург), 2015. Публикации. По теме диссертации опубликовано 20 работ, в том числе 6 работ в изданиях, рекомендованных ВАК Министерства образования и науки РФ. Структура и объём работы. Диссертация состоит из введения, четырѐх глав, заключения, 50 рисунков, 39 таблиц, списка литературы из 150 наименований, 4 приложений. Содержание работы изложено на 124 страницах машинописного текста. Автор считает своим долгом выразить искреннюю благодарность научному руководителю работы доктору технических наук С.В. Терещенко за помощь в постановке проблемы и руководство исследованиями; кандидату технических наук В.В. Марчевской за плодотворное сотрудничество, ценные советы и обсуждение результатов исследований; сотрудникам лаборатории «Рудоподготовки и обогащения руд цветных и редких металлов» Горного института КНЦ РАН за совместное выполнение работ, всестороннюю поддержку и помощь, сотрудникам Инженерного центра и лаборатории №22 Горного института КНЦ РАН.

9 1. СОВРЕМЕННОЕ СОСТОЯНИЕ ПРОЦЕССОВ ФОРМИРОВАНИЯ КАЧЕСТВА АПАТИТСОДЕРЖАЩИХ РУД 1.1.Способы формирования качества руд Известные способы формирования качества руд в режиме усреднения [20-28] обеспечивают стабилизацию качества перерабатываемого сырья, однако необходимого изменения вещественного состава руды, снижающего содержание сопутствующих минералов более крепких вмещающих пород, не происходит. В современных условиях этот факт приобретает существенное значение, поскольку для получения того же количества товарного продукта, необходимо добыть большее количество рудной массы. В этом случае никак не реализуется негласный закон – «Не дроби ничего лишнего». В результате размеры хвостохранилищ неуклонно растут, что впоследствии приводит к повышенным затратам на возведение и укрепление дамб. Кроме того, для эффективной реализации усреднительного принципа управления качеством руд необходимо увеличивать количество эксплуатируемых блоков и очистных забоев, вкладывать средства в строительство усреднительных сооружений и оборудование. Своеобразной альтернативой или дополнением усреднительному принципу управления качеством руд может стать разделительный (сепарационный) принцип, реализация которого будет способствовать удалению из рудопотока части горной массы, представленной пустыми и слабоминерализованными породами. В результате осуществляется процесс предконцентрации руды, способствующий не только повышению ее качества, но и частичному изменению вещественного состава в питании процессов обогащения. Сепарационный принцип можно классифицировать по типу применяемых для реализации процесса разделения устройств:  специализированные стволы для выдачи руды разных сортов, капитальные и участковые рудоспуски, сортовые бункера [3, 27];  рудоконтролирующие и рудосепарационные комплексы. Отличительной особенностью и преимуществом реализации процесса разделения с использованием рудоконтролирующих и рудосепарационных комплексов является изменение вещественного состава: отбитая рудная масса разделяется либо на два потока, представленных рудной массой с повышенным содержанием полезного компонента и породой, либо на потоки различных технологических сортов.

10 Реализация процесса разделения основана на использовании гравитационных, магнитных или радиометрических свойств горных пород. В основу гравитационного разделения минерального сырья положены различия в плотностных свойствах, размерах или форме рудных и породных агрегатов содержащих ценные минералы и пустую породу соответственно, при взаимодействии со средой в поле силы тяжести или в поле центробежных сил. Анализ результатов применимости гравитационных методов разделения руд цветных и редких металлов, представленный в работе [29], показал, что из 250 изученных месторождений, только на 39 установлена целесообразность их использования. Это связано с тем, что эффективное гравитационное разделение возможно в том случае, когда плотность агрегатов содержащих ценный минерал значительно отличается от породных кусков. В противном случае плотность разделяемых кусков будет в основном определяться плотностью породообразующих минералов. Магнитные методы разделения рудной массы применяются для сырья, содержащего минералы с разной степенью проявления их магнитных свойств. Реализация разделительного принципа формирования качества руд, с использованием радиометрических методов, основана на регистрации естественного потока излучения (руды, обладающие природной радиоактивностью) или вторичного излучения сортируемого минерального сырья. По величине интенсивности регистрируемого излучения определяется содержание полезного компонента, по величине которого происходит разделение руды на рудный и породный продукты, или технологические сорта. Разделение апатитсодеращих руд на рудную и породную составляющие с использованием гравитационных и магнитных свойств, входящих в их состав минералов, не целесообразно. Неэффективность применения гравитационных методов объясняется отсутствием существенных различий в плотностных свойствах: в апатит-нефелиновых рудах присутствуют породы, обладающие близкой и большей плотностью по сравнению с апатитом [30]. Слабые магнитные свойства апатита, не обеспечивают необходимого результата разделения: их применение позволит выделить только породы, обогащенные магнетитом, значение магнитной восприимчивости которого значительно превышает его значение у апатита. Для апатитсодержащих руд радиометрические методы разделения апатита от других ценных минералов и породы являются единственно возможными. Предпочтительным методом их разделения является рентгенолюминесцентный метод, выбор которого обуславливается присутствием в руде люминесцирующих минералов.

11 Процесс разделения добытой рудной массы с использованием радиометрических методов можно реализовать в трех основных режимах – крупнопорционной сортировки, покусковой сепарациии, мелкопорционной сортировки [31]. Радиометрическая крупнопорционная сортировка основана на регистрации интенсивности излучения от рудной массы, загруженной в различные транспортные емкости – ковши экскаваторов, вагонетки автосамосвалы, скипы и т.д. (рис.1). При покусковой радиометрической сепарации происходит разделение горной массы определенной крупности на рудный и породный продукты, или на различные по содержанию полезного компонента технологические сорта (рис.2). Нижний и верхний пределы крупности сепарируемого минерального сырья зависят, с одной стороны, от применяемого метода и уровня его развития, с другой стороны, от физических свойств кусков горной массы. Максимальная крупность кусков от 200-250 мм (в отдельных случаях от 300 мм). Наиболее часто нижний предел сепарируемого материала составляет 20-25 мм. Модуль крупности сепарационных классов, как правило, не превышает 2 единиц. ОАО «Карельский Окатыш» (магнитный метод) ОАО «Приаргунский горно-химический комбинат» (авторадиометрический метод) Рисунок 1 – Установки контроля качества руды в автосамосвалах ОАО «Приаргунский горно-химический комбинат» ОАО «Навойский ГМК» Рисунок 2 – Промышленная реализация покусковой радиометрической сепарации В отдельных случаях для разделения горной массы крупностью менее 20-25мм используется процесс мелкопорционной сортировки. Сепарируемый материал распределяется

12 монослоем по поверхности транспортирующего устройства и, перемещаясь, попадает в зону его облучения и регистрации. В зависимости от интенсивности регистрируемого излучения объем, определяющийся линейными размерами зоны облучения и толщиной слоя, выделяется в соответствующий приемник (рудный, породный, сортовой). В настоящее время основными разработчиками и производителями радиометрических сепараторов, сепарационных комплексов и рудоконтролирующих станций являются отечественные фирмы: НПП «Буревестник», ОАО «ВНИИХТ», ООО «Радос», ООО «Эгонт», ОАО «Союзцветметавтоматика», ООО «Минерал РС», ЗАО «ИНТЕГРА» и зарубежные фирмы: «TOMRA Sorting Solution/Mining» (Германия), ALIUD Gmbh (Германия), ENCE Gmbh (Швейцария), «AIS Sommer» (Германия) и др. [32-47]. Накопленный опыт исследований ФГУП «ВИМС», АО «ВНИИХТ», ЗАО "Механобр инжиниринг", НПО «Сибцветметавтоматика», ОАО «Иргиредмет», Горного института КНЦ РАН и других НИИ и проектных организаций показал, что использование радиометрической сепарации позволяет вывести из последующих технологических процессов в среднем около 30% горной массы с отвальным содержанием полезного компонента [48-87]. Природная изменчивость формы рудных тел, их мощности, распределения полезного ископаемого по месторождению (например, для месторождения апатитсодержащих руд «Олений Ручей» зоны более богатых руд тяготеют к осевым частям залежей, периферические части тел сложены более бедными рудами [17]), ограниченные возможности систем отработки запасов предполагают необходимость использования как усреднительного, так и разделительного принципов управления. Формирование качества с их использованием призвано решать свои основные задачи – стабилизации содержания полезного компонента или его повышения для усреднительного и разделительного принципов соответственно, преимущества и недостатки, при реализации которых определяются как природными особенностями разрабатываемого участка, так и экономическими факторами. Сравнительная оценка применения принципов управления качеством на различных типах руд (табл. 1) проведена на основе:  информации о содержании и распределении полезного компонента в рудной массе, наличии пустых и слабоминерализованных пород;  необходимости введения дополнительных операций по контролю и стабилизации качества рудной массы, поступающей на обогащение и затрат на их реализацию;  возможности минимизации предприятия на окружающую среду. негативного воздействия горно-обогатительного

13 В таблице 1 показано, что применение усреднительного принципа наиболее целесообразно при разработке месторождений (участков месторождения) рядовых руд с относительно равномерным распределением полезного компонента по массиву. При этом процесс усреднения можно осуществить на рудном складе с минимальными затратами на его реализацию, по сравнению с рудной массой с другими качественными характеристиками. Разработка месторождений бедных и забалансовых руд с использованием в процессе их подготовки к обогащению усреднительного принципа приводит к повышению затрат на получение требуемого количества кондиционного товарного продукта. Рост затрат обусловлен необходимостью увеличения объемов добычи и переработки (табл. 1) [82]. Одновременно с этим возможно снижение качества концентрата и извлечения ПК, увеличение отходов переработки, и, соответственно рост негативных воздействий на окружающую среду. Применение сепарационного принципа управления на таких рудах, за счет выведения из технологического процесса части пустых пород, позволит сократить затраты на транспортировку и переработку руды; повысить качество, обеспечив тем самым возможность вовлечения в эксплуатацию участков месторождения, отработка которых прежде считалась экономически нецелесообразной; снизить негативное влияние на окружающую среду, сократив количество тонкоизмельченных отходов переработки. Отбраковка пустых пород, разделение потока добываемой рудной массы на сорта с различными технологическими свойствами с последующим внутрирудничным усреднением представляет собой наиболее эффективную систему управления качеством руд. При этом появляется возможность приблизить процесс предконцентрации непосредственно к добычным забоям подземных рудников и карьеров. Реализуемое в этом случае совершенствование технологии и организации горных работ обеспечивает переход к массовым высокопроизводительным системам разработки, характеризующимся высоким разубоживанием и меньшими потерями полезного ископаемого в недрах [88]. Кусковые отходы операции предконцентрации могут быть использованы для строительных целей и других нужд промышленности [89].

14 Таблица 1 – Характеристика принципов формирования качества руд Усреднительный (смесительный) принцип Месторождения Плюсы: Добытая руда практически одного (участки качества - получение заданно содержания ПК в месторождения) руде обеспечивается при минимальных затратах. рядовых руд Стабилизация качества добываемых руд. Минусы: Неизменность вещественного состава: в добытой руде сохраняется тоже количество пустых и слабоминерализованных пород, ухудшающих технологические показатели обогащения, увеличивающих количество отходов обогащения. Месторождения Плюсы: Стабилизация качества добываемых (участки руд. месторождения) Минусы: Для обеспечения необходимого бедных руд количества полезного ископаемого и требуемого качества товарной продукции необходимо увеличение объемов добычи руды, что обуславливает: - рост затрат на добычу, - увеличение затрат на создание усреднительных складов и переработку руды; - увеличения объемов тонкоизмельченных хвостов за счет чего --повышение негативного влияния горного производства на окружающую среду, -- увеличение затрат на содержание хвостохранилищ. Сепарационный (разделительный) принцип Плюсы: Уменьшение количества перерабатываемой руды для получения единицы товарной продукции за счет удаления пустых и слабоминерализованных пород. Возможность получения информации о качестве рудопотока. Минусы: Затраты на строительство сепарационного комплекса; продукт сепарации может быть более высокого качества и не удовлетворять условиям по качеству питания процессов обогащения. Плюсы: Повышение качества добываемой руды путем удаления пустых и слабоминерализованных пород способствует: - снижению затрат на транспортировку, дробление, измельчение, переработку; - уменьшению негативного влияния на окружающую среду за счет снижения объемов тонкоизмельченных хвостов на единицу товарной продукции. Возможность получения информации о качестве рудопотока Минусы: Затраты на строительство сепарационного комплекса; продукт сепарации может не удовлетворять условиям по качеству питания процессов обогащения.

15 Продолжение таблицы 1 Забалансовые запасы Выводы: Усреднительный (смесительный) принцип Сепарационный (разделительный) принцип Плюсы: Полезное ископаемое остается в недрах. Плюсы: Прирост запасов: повышение качества добываемой руды за Возможность вовлечения в разработку при счет удаления пустых и слабоминерализованных пород – перевод их в совершенствовании процессов добычи и разряд кондиционных (балансовых). Возможность получения переработки. информации о качестве рудопотока. Минусы: Потери ПК за счет недоизвлечения его Минусы: Затраты на строительство сепарационного комплекса; продукт из недр (в отсутствии возможности сепарации может не удовлетворять условиям по качеству питания последующей отработки). процессов обогащения. Применение усреднительного принципа Применение сепарационного принципа наиболее целесообразно на наиболее целесообразно при разработке месторождениях бедных и забалансовых руд, на которых выведение из месторождений рядовых руд – требует технологического процесса пустых и слабоминерализованных пород минимальных затрат на добычу и переработку позволит не только повысить уровень их качества, но и снизить руды. затраты на последующие операции, а также уменьшить негативное Разработка месторождений бедных руд: влияние на окружающую среду. -приводит к повышению затрат на добычу и Затраты на строительство сепарационного комплекса при отработке переработку руды (в ряде случаев отработка месторождений рядовых руд могут быть не оправданы: незначительное таких месторождений не рентабельна), количество выделенных пустых и слабоминерализованных пород и, -способствует росту негативного воздействия соответственно, незначительное повышение качества. горного предприятия на окружающую среду. Повышения качества бедных и забалансовых руд также может не дать При системе рудоподготовки, использующей желаемого эффекта – содержание ПК в обогащенном продукте ниже только усреднение, забалансовые запасы, регламентируемого. Достижение регламентируемого уровня, в таких оставленные в недрах или направленные в случая, будет сопровождаться значительными потерями ПК в хвостах отвалы, будут являться потерянными. предконцентрации. Возможность получения информации о качестве рудопотока – минимизирует потери обогатительного производства, за счет получения возможности своевременно реагировать на изменение качественного состава.

16 Разработка сложноструктурных месторождений обуславливает повышенное количество пустых и слабоминерализованных пород в добытой рудной массе, особенно при отработке приконтактных зон, снизить влияние которых позволит включение с систему формирования качества рудопотока операции предконцентрации [90]. Применение процесса предконцентрации целесообразно и для месторождений многокомпонентных руд, так как переход на раздельную добычу и переработку сопровождается дополнительными капитальными затратами, не сопоставимыми с затратами на строительство сепарационного комплекса. Например, в работе [91] проведен анализ вскрытых запасов медных и медно-цинковых руд Урупского месторождения, который показал, что при валовой их выемке среднеквадратичное отклонение (СКО) содержания меди от среднего составляет 0,31%. Разделение добытой рудной массы по сортам обеспечивает снижение СКО до 0,25% и до 0,23 для медных и медно-цинковых руд соответственно, а также увеличение извлечения меди на 5%. Таким образом, на основании результатов сравнительного анализа способов формирования качества руды установлена необходимость изменения существующих подходов управления качеством руд. При этом отмечено, что ни усреднительный, ни разделительный принципы управления качеством руд не являются универсальными. Вышеизложенное обуславливает необходимость разработки такой системы управления качеством руд, которая позволила бы минимизировать недостатки обоих принципов, и обеспечить необходимую стабилизацию качества руд при минимальном воздействии на окружающую среду. В работах [92-93] представлен алгоритм выбора технологической схемы комплексного освоения месторождений природного и техногенного сырья, применение которого возможно не только для различного по качественным характеристикам минерального сырья, но и для различных его типов руд. Однако перевод забалансовых запасов в разряд балансовых реализуется только при использовании процессов выщелачивания, несмотря на то, что этот процесс извлечения ПК эффективен для небольшого количества полезных ископаемых (рис. 3) [94]. Наиболее общим подходом при создании подобной системы является оценка возможности перевода забалансовых запасов в разряд балансовых, по результатам которой принимается решение о целесообразности использовании того или иного технологического процесса. Для бедных руд рассматриваемый алгоритм предусматривает введение в технологическую схему операции предконцентрации (рис. 4), но авторами не представлен

17 методический подход, поясняющий принятие решения в блоке «оценка необходимости предконцентрации». Горно-геологические условия залегания Оценка целесообразности разработки Минеральный, петрографический и химический состав руд да Балансовые запасы нет Выбор способа разработки Оценка целесообразности перевода забалансовых запасов в балансовые Забалансовые запасы да Выщелачивание из донорских рудных тел нет Потери в недрах Осаждение на акцепторных рудных телах Рисунок 3 - Алгоритм выбора технологической схемы комплексного освоения месторождений природного и техногенного сырья (фрагмент 1) Бедная руда Оценка необходимости предконцентрации да Сепарация Выбор технологии переработки Предконцентрат Просыпь Оценка целесообразности извлечения ПК Рисунок 4 - Алгоритм выбора технологической схемы комплексного освоения месторождений природного и техногенного сырья (фрагмент 2) Системы формирования качества рудопотока, включающие операции разделения и усреднения, применяются на ОАО «Карельский окатыш» (рис. 5), добывающем и перерабатывающем железную руду [95] и на шахтах Жезказганского комплекса (рис. 6), входящего в десятку мировых производителей меди [96]. В основе работы систем положена достоверная и оперативная информация. На ОАО «Карельский окатыш» необходимая для правильного ведения горных работ геолого-геофизическая информация обеспечивается по всей технологической цепи от карьера до дробильно-обогатительной фабрики (ДОФ) за счет:

18  проведения эксплуатационной разведки с комплексом геофизических исследований скважин;  многокомпонентного экспресс-анализа проб керна, шлама, дробленой руды из забоев;  геофизических исследований взрывных скважин;  опробования руды в самосвалах;  непрерывного автоматического контроля качества руды на конвейерной ленте;  анализа корректности и точности результатов геологического и геофизического опробования. Ввод № самосвала Подтверждение рекомендации оператором или ввод № склада разгрузки Ввод замера (Х) и преобразование в Fe: Fe=a0+a1X+a2X2+alXl Определение № склада под разгрузку по содержанию Fe Определение № экскаватора по № самосвала Да Управление Режим контроля Режим усреднения Склады Да (Fe-Feзад)≤2,5 Да Формирование Feв забое данного экскаватора (Fe-Feзад)≤0,5 Формирование Fe, Qрудопотока Основной Fe>17% Да Да Fe>17% Формирование Feзад,Qзадфиксация рейса, формирование статистики работы экскаватора рудопотока Резервный Да Забалансовый Fe>10% Fe≤17% Ввод № самосвала Отвальный Рисунок 5 – Алгоритм работы программы контроля и управления качеством руд ОАО «Карельский окатыш» В зависимости от величины отклонения содержания полезного компонента от планового показателя и величины содержания ПК в штабеле, происходит формирование отвального и забалансового складов, а также основного и резервного. Усреднение осуществляется путем регулирования объемов добычи из действующих забоев, подключением в добычу резервного забоя с заданным качеством руды, а также перераспределением рудопотока по перегрузочным складам. Оперативное планирование добычи руды, корректировка добычи и отгрузки руды на подземных рудниках Жезказганского региона компании Kazakhmys LLC реализуется на основе данных рентгенорадиометрического опробования руд в условиях естественного залегания, в транспортных емкостях и рентгенорадиометрического анализа проб.

Цех рентгенорадиометрической сепарации руды Добыча Поверхностный ж/д бункер 1 РКС на Cu, Pb, Znцеха рентгенорадиометрической сепарации руды РРО разведочных и эксплуатационных горных выработок на Cu, Pb, Zn РРА проб с разведочных и эксплуатационных горных выработок на Cu, Pb, Zn, Ag, Cd РРК разведочных скважин на Cu, Pb, Zn РРА проб с очистных забоев и шпуров (кровля-почва) на Cu, Pb, Zn, Ag, Cd Рудничный подъем РРО очистных забоев на Cu, Pb, Zn Межпанельный усреднительный склад Подземный дробильный комплекс КМРМУС 1 РРК отбойных скважин на Cu, Pb, Zn РКС на Cu, Pb, Zn обогатительной фабрики Условно «бедная» руда Условно «богатая» руда Богатая (>5%) руда Обогатительная фабрика КМПРКР Капитальный рудоспуск 2 Компьютерное регулирование отгрузки руды из рудоспусков Медьзавод РКС на Cu, Pb, Znопрокидывателя руддвора шахты 19 Разведка 2 Оперативное планирования добычи руды, корректировки добычи и отгрузки руды Добыча попутной руды РКС – рудоконтролирующая станция, КМРМУС – компьютерное моделирование работы межпанельного усреднительного склада, КМПРКР – компьютерное моделирование перепуска руды через капитальные рудоспуски. Рисунок 6 - Структура многофункциональной рентгенорадиометрической системы рудоподготовки для шахт Жезказганского комплекса Структура многофункциональной рентгенорадиометрической системы рудоподготовки для шахт Жезказганского комплекса, представленная на рисунке 6, включает комплекс необходимых операций, направленных на формирование качества руд: межпанельное усреднение и рентгенорадиометрическую сепарацию. Основной недостаток данной системы заключаются в том, что различное качество рудопотоков, направляемых на обогатительную фабрику: «условно «богатый» и «условно «бедный», без операции усреднения, с большой долей вероятности, негативно отразится на результатах переработки. Таким образом, рассмотренные схемы формирования качества рудопотоков, несмотря на очевидные преимущества, не могут быть аппроксимированы на процесс формирования различных по качеству типов руд. В этих схемах не предусмотрена возможность вовлечения в переработку забалансовых запасов руды (АО «Карельский Окатыш»), переработка бедных руд рассмотрена для небольшого количества типов минерального сырья («Алгоритм выбора технологической…», рис.3-4). Отсутствие операции усреднения перед процессами обогащения на шахтах Жезказганского комплекса снижает эффективность системы рудоподготовки в целом. Формирование качества на ряде этапов осложнено ввиду неопределенных взаимосвязей между элементами структуры рудоподготовки и требует включения дополнительных технологических элементов и оценок. Следовательно,

20 рассмотренные системы затруднительно применить для формирования качества апатитсодержащих руд. Для устранения выявленных недостатков необходимо разработать алгоритм выбора способа управления качеством рудопотока, предварительно изучив природные предпосылки его реализации. 1.2. Геолого-минералогические особенности Хибинского месторождения апатитсодержащих руд «Олений Ручей» Апатит-нефелиновые руды Хибинского массива продолжают оставаться уникальным по качеству и запасам источником фосфатных удобрений. Генетически родственные апатитнефелиновые месторождения Хибин группируются в три рудных поля, характеризующиеся специфическими особенностями геологического строения апатитовых залежей: Юго-Западное, Юго-Восточное и Северо-Восточное (рис.7) [17,97-102]. Юго-Западное рудное поле представлено месторождениями «Кукисвумчорр» (III), «Юкспор» (IV), «Апатитовый цирк» (V), «Плато Расвумчорр» (VI) и «Эвеслогчорр» (VII). Юго-Восточное поле объединяет «Коашвинское» (VIII), «Ньоркпахкское» (IX) месторождения, «Эвеслогчорр» (VII) и «Олений Ручей» (X), а также рудный участок «Вуоннемиок». Северо-Западное рудное поле включает месторождения «Партомчорр» (I) и «Куэльпор» (II), рудный участок «Снежный цирк». В пределах Северо-западного поля находится также апатитовое оруденение «Поачвумчорр», представленное серией апатитовых жил мощностью 1-8 м, залегающих среди рисчорритов, не связанное с продуктивной интрузией ийолит-уртитов. Протяженность рудного поля от «Кукисвумчоррского» до «Ньоркпахского» месторождения более 18 км. В соответствии с кольцевым строением Хибинского массива, апатит-нефелиновое рудное тело изменяет свое простирание от 3340 на «Кукисвумчорре» до 2700 на «Плато Расвумчорр» и 240-2600 на «Коашве». Падение рудных тел к центру массива – от 20 до 500. Хибинские апатитовые месторождения различаются между собой по размерам, условиям залегания, строению залежей, изменчивости формы рудных тел и качеству руд [17]. Все разрабатываемые месторождения сосредоточены в пределах южного сектора ийолит-уртитовой дуги [102] и образуют два морфоструктурных типа [101], различающихся размером, формой, условиями локализации рудных залежей и особенностями их внутреннего строения.

21 7 8 Руды и породы Хибиниты трахитоидные Рисчорриты массивные Уртиты, ийолиты, ювиты, малиньиты, мельтейгиты, луявриты трахитоидные Уртиты массивные, пегматоидные, неравномернои среднезернистые Апатит-нефелиновые руды: 5 массивные, 6 брекчиевые Луявриты массивные Фойяиты трахитоидные I II III IV V VI VII VIII IX X Месторождения Партомчорр Куэльпор Кукисвумчорр Юкспор Апатитовый цирк Плато Расвумчорр Эвеслогчорр Коашва Ньоркпахк Олений Ручей 1 2 3 4 5-6 Рисунок 7 - Схематическая геологическая карта Хибинского щелочного массива с геологическими разрезами [102] К первому типу относятся месторождения Юго-Западного рудного поля, представленные единым рудным телом, протяженностью 12 км, условно разделенным на отдельные месторождения («Кукисвумчорр», «Юкспор», «Апатитовый цирк», «Эвеслогчорр» и «Плато Расвумчорр»). Определяющей чертой внутреннего строения этих месторождений является асимметрически-зональное размещение текстурных разновидностей руд от нижнего к верхним контактам залежей. К этому типу относятся и разведанные месторождения северо-западного фланга Хибинского массива – «Партомчорр» и «Куэльпор». В месторождениях второго типа, таких как «Коашва», «Олений Ручей», «Ньоркпахк» (Юго-Восточное рудное поле) отмечается многоярусное строение, когда в рудных зонах сосредоточено от 3 до 12 апатитовых залежей. Первичная зональность нарушена поздними инъекциями ийолит-уртитов. Кроме того, такое морфоструктурное деление месторождений позволяет охарактеризовать их с точки зрения сложности строения. Согласно структурно-генетической классификации Хибинских апатитовых месторождений по Каменеву Е.А. [101] (табл.2), месторождения первого морфоструктурного типа относятся к первой группе месторождений простого строения, второго – к месторождениям сложного геологического строения.

22 Таблица 2 - Структурно-морфологическая классификация Хибинских месторождений [101] Рудные тела в структурах Рудные тела в структурах Структурная характеристика расслоенных интрузивных последовательных инъекций комплексов Морфологический тип Рудные залежи Многоярусные рудные зоны Характер контактов с Интрузивные контакты Постепенные переходы вмещающими породами «пассивные» «активные» Наличие связи с Срезанные рудоподводящими контактами поздними Корневые Бескорневые Корневые интрузиями Отношение к Смещенные Несмещенные Несмещенные первоначальному залеганию Частично Полностью Степень сложности Увеличение степени сложности геологического строения 1-я группа 2-я группа Размеры рудных Юкспор, Весьма тел Плато Партамчорр Коашва крупные (месторождений): Русвумчорр Кукисвумчорр, Крупные Олений Ручей Эвеслогчорр Апатитовый Средние Ньоркпахк Цирк Снежный Мелкие Куэльпор Цирк По своему геологическому строению месторождение «Олений Ручей» является наиболее сложным из всех разрабатываемых месторождений Хибинского массива. В нем сочетаются основные черты двух месторождений: «Ньоркпахкского» и «Коашвинского» [17]. Месторождение «Олений Ручей» расположено в юго-восточной части Хибинского массива в долинах ручьев Минерального и Оленьего, приурочено к склонам гор «Ньоркпахк», «Суолуайв» и «Коашкар» [102-103]. Его юго-западной границей является месторождение «Ньоркпахк», в северо-восточном направлении месторождение выклинивается вместе с продуктивной толщей ийолит-уртитов. Продуктивная зона месторождения со стороны лежачего бока контактирует с рисчорритами, а также, в зоне сопряжения с «Ньоркпахкским» месторождением, с хибинитами (рис.8). Висячий бок со стороны центра Хибинского массива слагают рисчорриты и фойяиты. Длина продуктивной зоны 2800 м, простирание северо-восточное (азимут 35…400). Максимальная мощность продуктивной зоны наблюдается на юго-западном фланге месторождения, где она имеет ширину в плане 890 м, в северо-восточной части ее ширина составляет 290 м.

23 1 морена 2 дайки: Тг-тингуаит, Мч-мончикит, Шк-шонкинит 3 линзовидно – полосчатая апатит-нефелиновая руда 4 уртитпегматоидный 5 уртит трахитоидный 6 ювит 7 ийолит трахитоидный 8 биотитсодержащийийолит 9 малиньит 10 рисчоррит 11 хибинит трахитоидный 12 катаклаз, милонитизация, перекристализация 13 проекция скважины Рисунок 8 – Геологический разрез месторождения «Олений Ручей» [17] Рудная залежь имеет сложное строение, главной особенностью которого является многочисленное переслаивание рудных тел и безрудных пород, наличие как ненарушенных участков пластообразных и линзовидных рудных тел, так и брекчированных руд. Рудная залежь мощностью до 1 км представлена многослойной рудной зоной, разделяющейся на 2 яруса – верхний ярус и нижний ярус, каждый из которых состоит из нескольких параллельных пластообразных или линзовидных рудных тел мощностью от долей метра до 60-70 м. Рудные тела падают на северо-восток, в сторону центра Хибинского массива, под довольно крутыми углами от 35-400 до 50-600. Рудная зона прослежена по простиранию с юго-запада на северо-восток на 2,5-2,7 км, по падению на 0,3-1,0 км от абс. отметок от плюс 450-480 м до минус 600-700 м. Прирост запасов руд возможен за счет разведки северовосточного фланга месторождения на склонах горы Коашкар. Верхний и нижний ярусы разделены безрудной зоной мощностью до 300 м, сложенной преимущественно ийолитуртитами. Верхний ярус, запасы которого предназначены для открытой разработки состоит из трех рудных тел, локализующихся в уртитах, рисчорритах и трахитоидных ийолитах. В целом верхний ярус является северо-восточным продолжением зоны брекчированных руд соседнего Ньоркпахского месторождения [104]. Три рудных тела, входящих в состав этого яруса, нарушены и брекчированы пострудными ийолитами, в связи, с чем локализуются не только в ювитах и рисчорритах, но и в трахитоидных ийолитах, образующих цемент рудной брекчии. Нижний ярус, предназначенный для подземной отработки, состоит из шести рудных тел, которые разделены массивными уртитами, ювитами (полевошпатовыми

24 уртитами) и рисчорритами. Вмещающими породами для всей рудной залежи являются трахитоидные ийолиты в висячем боку и массивные уртиты в лежачем боку. Многочисленные рудные тела в той или иной степени геометризуются в рудоносные горизонты, подходящие для разработки, но в целом морфология месторождения сложная. Сложность внутреннего строения продуктивной зоны усугубляется широко и интенсивно проявленными процессами альбитизации, рассланцевания, брекчирования, связанными с близостью «Эвеслогчоррской» зоны смятия. По сложности геологического строения «Олений Ручей» относится к месторождениям с нарушенной структурой [101]. Рудные тела и включенные в запасы месторождения прослои пустых пород сложены разнообразными природными разновидностями апатит-нефелиновых руд и пород, которые по текстурам и вещественному составу аналогичны тем, что развиты на других эксплуатируемых месторождениях (табл.3). Анализ количественных соотношений минералов, входящих в состав руды, представленных в приложении 1, свидетельствует о повышенном содержании пироксенов, калий-натриевого полевого шпата, меньшем количестве титаномагнетита [17, 99, 101]. Таблица 3 – Сравнительная характеристика залежей верхнего и нижнего ярусов [101] Показатели Нижний ярус Залежи Верхняя Главная Верхняя Главная Нижняя осн. сат. осн. сат. м 35,1 19,9 24,7 24,1 36,1 28,2 33,0 % 15,4 15,7 12,3 15,56 20,79 14,91 14,10 % 2,2 7,7 2,8 15,9 11,9 21,0 11,0 Ед. изм. Верхний ярус Залежи Средняя мощность залежи Среднее содержание Р2О5 Распределение запасов Средний минеральный состав: Апатит % 35,02 36,07 Нефелин % 31,34 31,34 Эгирин % 15,25 14,46 Сфен % 4,87 3,17 Титаномагнетит % 0,46 1,23 Полевой шпат % 5,38 7,06 Типы руд: Пятнистые % 12,69 5,52 Пятнисто-полосчатые % 10,87 11,76 Полосчатые Линзовидно-полосчатые % 17,10 Блоковые % 2,55 3,05 Брекчиевые % Массивные и сплошные % 41,02 25,55 Апатитовые уртиты % 17,63 17,43 Разубоживающие породы % 15,24 19,5 Примечание: Осн. – основное, сат. - сателитовое Нижняя осн. сат. 29,0 29,0 16,40 14,37 19,7 7,8 29,97 37,95 18,35 3,05 0,45 5,01 37,31 32,72 14,87 2,90 0,91 7,37 50,04 24,09 12,13 2,99 0,87 6,97 39,09 31,00 15,48 3,13 0,89 6,70 32,49 36,41 15,68 3,64 0,93 7,20 39,32 31,87 14,57 2,97 0,79 6,34 36,28 37,27 12,77 2,80 0,82 6,61 3,94 4,64 24,30 2,14 15,52 11,16 38,30 6,24 13,41 4,31 24,84 0,93 10,2 8,53 31,7 18,91 25,13 7,93 1,99 1,92 15,22 3,96 24,6 6,31 22,47 0,90 11,78 1,15 5,50 16,46 8,40 26,9 1,31 10,10 21,53 1,45 3,92 17,04 12,77 31,8 7,68 21,05 0,92 12,0 1,51 8,77 12,52 7,64 27,9 2,50 16,88 14,95 5,98 13,07 8,34 11,19 27,1

25 1.3. Влияния вещественного состава апатитсодержащих руд на технологические показатели их переработки Зависимость экономических результатов работы перерабатывающего производства от качества исходного рудного сырья в значительной мере определяется технологическими показателями обогащения, на которые существенное влияние оказывает вещественный состав перерабатываемых руд. К основным технологическим показателями процессов обогащения относятся:  содержание полезного компонента в концентрате,  выход концентрата,  извлечение полезного компонента в концентрат,  потери полезного компонента с отходами обогащения. Исследованиями [28, 101, 106 - 108] установлены закономерности, описывающие влияние вещественного состава различных типов и сортов руд на показатели их переработки. Общий характер этих зависимостей в основном схожий. Но даже для одного и того же типа руд количественные результаты могут заметно отличаться [3]. Совершенно очевидно, что при ухудшении качества исходной руды происходит снижение выхода концентратов. Поэтому, для сохранения объема конечной продукции необходимо соответствующее увеличение количества рудной массы, направляемой на обогащение. Кроме того, при обогащении бедных руд, как правило, обладающих повышенной крепостью, наблюдается увеличение энергопотребления в процессе доведения их до требуемой крупности. Обогащение Хибинских апатит-нефелиновых руд осуществляется с 1931 года (пуск в эксплуатацию первой очереди первой апатит-нефелиновой фабрики - АНОФ-1) [17]. В первые годы освоения месторождений добывались исключительно богатые руды с содержанием 25-30% Р2О5. В до- и после военный периоды содержание Р2О5 в рудах составляло 18% при среднем по месторождению не менее 20%, и далее наблюдалось его постепенное снижение [101]. В настоящее время для эксплуатируемых месторождений содержание основного полезного компонента в руде находится на уровне 12-13% при бортовом содержании Р2О5 – 2-4%. На рисунке 9 представлен график изменения уровня содержаний Р2О5 в добываемых рудах Хибинского массива [15, 17, 101, 109-114].

Содержание Р2О5, % 26 30 28 26 24 22 20 18 16 14 12 10 8 6 4 2 0 Уровень бортового содержания год 1926 1936 1946 1956 1966 1976 1986 1996 2006 2016 Рисунок 9 - Изменение уровня содержаний Р2О5 в добываемых рудах Хибинского массива Для оценки влияния снижения качества апатитсодержащих руд на показатели обогащения проанализировано более 350 результатов лабораторных исследований и полупромышленных испытаний обогатимости апатитсодержащих руд [101,106, 115-119]. Статистическая обработка материала показала, что зависимость выхода апатитового концентрата от содержания Р2О5 в исходном рудном сырье хорошо аппроксимируется Выход концентрата, % линейной функцией с коэффициентом корреляции, равным 0,96 (рис.10). 70 65 60 55 50 45 40 35 30 25 20 15 10 5 6 7 8 9 10 11 12 13 14 15 16 17 18 19 20 21 22 23 24 25 26 27 28 29 30 Содержание Р2О5 в питании процессов обогащения, % Рисунок 10 - Динамика изменения выхода концентрата от качества перерабатываемого сырья (● –лабораторные исследования, □ – данные обогатительной фабрики)

27 Согласно полученной закономерности, снижение содержания Р2О5 в питании обогатительной фабрики на 0,5% влечет за собой уменьшение выхода конечного продукта не менее чем на 1%. Как следствие этого, для сохранения объема конечной продукции, необходимо соответствующее увеличение объемов переработки. Зависимость объемов перерабатываемой руды от содержания Р2О5, представленная на рисунке 11, описывается степенной функцией. Объем питания процессов обогащения, т 10 9 8 7 6 5 4 3 2 1 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 14 15 16 17 18 19 20 21 22 23 24 25 26 27 28 29 30 Содержание Р2О5 в питании процессов обогащения, % Рисунок 11 - Динамика изменения объема перерабатываемого сырья от его качества (● – лабораторные исследования, □ – данные обогатительной фабрики) Снижение содержания Р2О5 на 1-2% приводит к увеличению объемов переработки:  на 4,3-9,0% для богатых руд с содержанием Р2О5 более16%,  на 6,9-10,7% для рядовых руд с содержанием Р2О5 более 10%,  на 12,1-27,6% для бедных руд с содержанием Р2О5 менее 10%. Таким образом, при переработке рядовых руд обеспечение заданных объемов производства апатитового концентрата при снижении содержания полезного компонента на 1% повлечет за собой увеличение не менее чем на 7% объемов рудной массы, направляемой на переработку. Кроме того, ухудшение горно-геологических условий отработки запасов, неизбежно приведет к колебаниям содержания ПК в рудопотоках, поступающих как с одного, так и с различных участков месторождения. Для количественного описания колебаний качества принято использовать величину среднеквадратичного отклонения содержания ПК. На примере работы АНОФ-2 (за март 1996 года) показано [107], что достижение ее максимальной эффективности обеспечивается при поддержании качества питания обогатительной фабрики на уровне регламентируемого

28 содержания Р2О5 и минимального значения отклонения [109]. В рамках лабораторных исследований также установлено отрицательное влияние колебаний качества апатитсодержащих руд месторождения «Олений Ручей» на результаты измельчения (высокое содержание класса +0,16мм) и соответственно на процесс апатитовой флотации [120]. Необходимость стабилизации качественных характеристик рудопотока, поступающего из карьера «Олений Ручей» на обогатительную фабрику, обуславливается существенными колебаниями содержания ПК в добываемых рудах. Например, анализ качества добытой рудной массы верхнего яруса месторождения «Олений Ручей», поступающей на переработку в июне 2014 года, показал резкие колебания сменных Содержание Р2О5, % содержаний Р2О5 от 4% до 25% (рис.12). Сутки Рисунок 12 – Колебания сменных содержаний Р2О5 в объемах переработанной руды за месяц Таким образом, полученными результатами установлено, что особенности геологического строения месторождения, минерального и химического состава добываемых руд, предопределяют значительные колебания их качества, отрицательно влияющие на процессы переработки. Все это свидетельствует о необходимости изменения существующих подходов к формированию качества рудопотока.

29 ВЫВОДЫ ПО ГЛАВЕ 1 Сложное геологическое строение апатитовых залежей месторождения «Олений 1. Ручей» и особенности минерального состава руды предопределяют значительные колебания качества и вещественного состава добываемой руды, негативно влияющие на технологические показатели обогащения. 2. Результаты сравнения принципов формирования качества рудопотока поступающего на переработку, свидетельствуют о необходимости внесения изменений в существующие подходы. Показано, что применение усреднительного и сепарационного принципов управления качеством руд целесообразно рассматривать в комплексе. 3. Существующие системы управления качеством руд, в основу которых положены оба принципа, несмотря на очевидные преимущества, не могут быть аппроксимированы на процесс формирования различных типов руд. 4. Результаты анализа лабораторных исследований и полупромышленных испытаний обогатимости апатитсодержащих руд Хибинского массива свидетельствуют о необходимости поддержания стабильного качества подаваемой на переработку руды, с минимальной величиной отклонения содержания полезного компонента в ней от регламентируемого значения. 5. Наиболее перспективными при реализации разделительного принципа управления качеством апатитсодержащих руд месторождения «Олений Ручей» являются радиометрические методы.

30 2. РАЗРАБОТКА АЛГОРИТМАФОРМИРОВАНИЯ КАЧЕСТВА РУД Требования к показателям качества полезного ископаемого, регламентируемые действующими инструкциями и положениями, для стадий добычи и обогащения, могут не совпадать [121]. Например, для рудника одной из главных задач считается уменьшение количественных и качественных потерь; для перерабатывающего предприятия – обеспечение стабильности качественных характеристик или недопущение вредных примесей выше установленного предела. Такие различия в основных задачах предопределяют необходимость введения промежуточного звена, обеспечивающего комплексное освоение недр, заключающееся в использовании с максимальным эффектом всего ресурсного потенциала месторождений, вовлекая в разработку бедные, некондиционные руды, а также складированные отходы добычи [122]. Одним из основных факторов оказывающих влияние на процесс стабилизации содержания ПК в рудопотоке, поступающем на обогатительную фабрику, является природное качество добываемого полезного ископаемого, характеризующееся содержанием полезных и вредных компонентов в элементарном объеме рудного тела и степенью их изменчивости [123]. Соответственно, за первый признак принимается содержание основного полезного компонента в исследуемом объеме месторождения, на основании которого руда подразделяется на богатую, рядовую и бедную, а также на пустые и слабоминерализованные породы (табл.4) и определяются, с учетом установленных обогатительной фабрикой условий, направления движения технологических потоков (рис.13). Таблица 4 – Типы апатитсодержащих руд месторождений Хибинского массива по содержанию Р2О5 № 1 2 3 4 Наименование типа руд Содержание Р2О5, % Богатая руда Р2О5>16 Рядовая руда 16≥ Р2О5≥10 Бедная руда 10≥ Р2О5≥θ Слабоминерализованные и безапатитовые породы Р2О5<θ Из рисунка 13 следует, что в случае, когда среднее содержание полезного компонента α в рудопотоке ниже минимального уровня θ - он определяется как породный и направляется в отвал. Рудный технологический поток, по качеству соответствующему требованиям обогатительной фабрики (регламентируемому содержанию полезного компонента с учетом допустимых отклонений), движется на переработку. Технологический поток, содержание полезного компонента в котором выше минимального, а отклонение от регламентируемого качества δ превышают допустимый уровень, обуславливает необходимость применения для

31 формирования качественных характеристик дополнительных мероприятий перед процессами переработки. Породный Отвал Содержание полезного компонента Рудная масса Рудный 𝑎−𝑐 ≤𝛿 Обогатительная фабрика Формирование качества Рисунок 13 – Блок-схема формирования технологических потоков Определение способа формирования качества рудопотока применения - разделительных или усреднительных мероприятий, или их сочетания - обуславливает необходимость введения критериев, позволяющих классифицировать минеральное сырье по соответствующим технологическим направлениям. Ко второму признаку, используемому в процессе принятия технологического решения, следует отнести распределение полезного компонента в исследуемом объеме месторождения, свидетельствующее о наличии отклонений содержания полезного компонента в i-ом единичном объеме от его среднего значения, характеризующих различие единичных объемов по содержанию в них полезного компонента. Традиционно для количественного описания отклонений содержания полезного компонента используется величина среднеквадратического отклонения (СКО), которая определяется по формуле 𝝈= 𝟏 𝒏 𝒏 𝒊=𝟏 𝒚𝒊 − 𝜶 𝟐 , (1) где yi – содержание полезного компонента в i-ом элементе объема, α– среднее содержание полезного компонента в объеме, n – количество элементов объема. Альтернативным СКО количественным критерием пространственного распределения полезного компонента в исследуемом объеме является предложенный профессором В.А. Мокроусовым показатель контрастности по содержанию полезного компонента М [31]. По математическому смыслу он представляет собой средневзвешенное относительное отклонение содержания ПК в определенных объемах горной массы или интервалах

32 опробования от среднего содержания этого компонента в изучаемом объекте. Показатель контрастности является безразмерной величиной и рассчитывается по формуле: 𝑀= 𝑛 𝑖=1 𝑦𝑖 − 𝛼 ∙ 𝑚𝑖 , 𝛼 ∙ 𝑛𝑖=1 𝑚𝑖 ( (2) где α – среднее содержание ПК в изучаемом объекте; yi – содержание полезного компонента в i-ом элементе объема; mi – масса i-го элемента объема горной массы; n – количество i-ых элементов в объеме горной массы. Величина показателя контрастности изменяется в пределах от 0 до 2. Классификация минерального сырья по величине показателя контрастности приведена в таблице 5 [125]. Таблица 5 – Классификация минерального сырья по контрастности [125] № Группа Показатель контрастности, доли ед. 1 Неконтрастное <0,4 2 Низкоконтрастное 0,4-0,7 3 Среднеконтрастное 0,7-1,1 4 Высококонтрастное 1,1-1,5 5 Особоконтрастное ≥1,5 Результаты реализации процессов радиометрического разделения минерального сырья, представленные в работах [125-126] показали, что получение максимальной эффективности его использования возможно при величине показателя контрастности равной 0,7 и выше. Для низкоконтрастного минерального сырья при благоприятных условиях выделение части пустых и слабоминерализованных пород протекает успешно. Применение разделения на неконтрастной руде в большинстве случаев нецелесообразно. Показатель контрастности, также как и среднеквадратическое отклонение, определяет величину отклонения содержания ПК в исследуемом объеме от среднего содержания этого компонента в нем, но в отличие от СКО он учитывает весовую характеристику каждого единичного объема, повышающую достоверность информации о распределении полезного компонента по изучаемому объекту. Основываясь на приведенной классификации (табл.5) определим условные границы диапазонов, характеризующих распределения полезного компонента в рассматриваемом объеме. На рисунке 14 представлено распределение содержания ПК для минерального сырья с различным по величине значением показателя контрастности. Относительно равномерное распределение полезного компонента предполагает наличие незначительных отклонений содержания полезного компонента в единичных элементах исследуемого объема от среднего значения. Показано, что неконтрастное минеральное сырье характеризуется максимальным выходом единичных элементов, отклонение от среднего содержания в которых не

33 превышает 1%, по мере увеличения отклонения их выход снижается. Кроме того, выход единичных элементов с отклонением менее и более 2% находится на одном уровне. 80 М≤0,4 0,4<М≤0,7 0,7<М≤1,1 1,1<М≤1,5 М>1,5 менее 1 от 1 до 2 от 2 до 3 от 3 до 4 от 4 до 5 70 Выход, % 60 50 40 30 20 10 0 более 5 Отклонение от среднего содержания Р2О5, % Рисунок 14 – Распределение отклонений содержания полезного компонента от среднего значения для минерального сырья с различным по величине значением показателя контрастности Для минерального сырья с показателем контрастности больше 0,4 (М>0,4) выход единичных объемов с отклонением более 2% значительно увеличивается по отношению к выходу с отклонениями менее 2%:  для средне-, низко- и высококонтрастного сырья - с 21,3% до 89,79%;  для особо контрастного сырья- с 6,97% до 93,03% (рис.15).

Выход, % 34 100 90 80 70 60 50 40 30 20 10 0 М≤0,4 0,4<М≤0,7 0,7<М≤1,1 1,1<М≤1,5 М>1,5 Менее 2% Более 2% Отклонение от среднего содержания Р2О5, % Рисунок 15 –Распределение отклонений содержания полезного компонента от среднего для минерального сырья с различным по величине значением показателя контрастности в диапазонах менее и более 2% Таким образом, представленные результаты свидетельствуют о том, что неконтрастному минеральному сырью (М<0,4) соответствует относительно равномерное распределение полезного компонента с минимальной величиной колебаний содержания ПК от его среднего значения. По мере увеличения значения показателя М возрастает степень неравномерности и количество единичных объемов, отклонение содержания полезного компонента в которых от среднего, более 2% (рисунок 15). Следовательно, степень неравномерности распределения полезного компонента в исследуемом объеме позволяет определить способ формирования качества. Стабилизация качества минерального сырья, характеризующегося относительно равномерным распределением полезного компонента по исследуемому объему, реализуется в режиме усреднения. Неравномерность распределения полезного компонента свидетельствует о необходимости формирования качества рудной массы с использованием процессов разделения. На рисунке 16 представлен план отработки карьера. Добыча ведется 10 забоями, среднее содержание полезного компонента в рудной массе которых составляет 3,92%. Минимальная величина содержания полезного компонента принята равной 2%.

35 Забой №6 Забой №7 Забой №4 Забой №3 Забой №8 Забой №2 Забой №1 Забой №5 Забой №9 Забой №10 Рисунок 16 – План отработки карьера Исходными параметрами для выбора технологических решений по формированию качества минерального сырья являются среднее содержание полезного компонента в объеме добычного забоя и его распределение, описываемое показателем контрастности. В таблице 6 представлена характеристика забоев по содержанию полезного компонента и его распределению, на основе которых предложены способы формирования качества рудопотока. Таблица 6 – Качественная характеристика добычных блоков № Содержание Классификация по забоя ПК, % содержанию ПК 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 М 2,66 Бедная руда 0,54 8,67 Рядовая руда 0,67 1,59 Порода 0,30 1,77 Порода 0,32 3,88 Бедная руда 0,14 10,37 Рядовая руда 0,36 0,81 Порода 0,26 7,07 Рядовая руда 0,87 2,94 Бедная руда 0,50 3,54 Бедная руда 0,90 Традиционный вариант управления Классификация Способ по характеру формирования распределения ПК качества рудопотока Неравномерное Разделение Неравномерное Разделение Относительно равномерное Отвал Относительно равномерное Отвал Относительно равномерное Усреднение Относительно равномерное Усреднение Относительно равномерное Отвал Неравномерное Разделение Неравномерное Разделение Неравномерное Разделение качеством рудной массы представляет собой процесс разделения добычных объемов на рудные и породные, последние направляются в

36 отвал, а из рудных, в режиме усреднения, создается рудопоток необходимого качества. То есть анализ предусматривает только один этап, на котором осуществляется формирование рудной массы забоев по содержанию в ней основного полезного компонента (может быть для одного или нескольких ПК). Горная масса забоев № 3, 4 и 7, представленная пустой и слабоминерализованной породой с содержанием полезного компонента от 0,81 до 1,77% направляется в отвал или остается в недрах. Величина содержания полезного компонента в рудной массе забоев № 1-2, 5-6, 8-10 выше минимального уровня (2%): от 2,66 до 10,08%. Результатом традиционного способа формирования – смешивания рудной массы забоев № 1-2, 5-6, 8-10 - объединения ее в единый рудопоток, является увеличение в 1,2 раза содержания ПК до 4,62%. Второй вариант формирования качества рудопотока предполагает применение разделительного принципа с использованием Целесообразность применения предконцентрации операции определяется предконцентрации. в зависимости от содержания полезного компонента и его распределения в блоке. Оценке подлежат добычные забои, содержание ПК в которых превышает минимальный уровень, условно называемых рудными забоями. Значение показателя контрастности выше 0,4, для забоев № 1-2, 8-10 (от 0,5 до 0,9), свидетельствует целесообразности о неравномерности применения операции распределения полезного предконцентрации. Анализ компонента и распределения полезного компонента в массиве забоя №2 (рис.17) показал отсутствие пустых и слабоминерализованных пород с содержанием ПК менее 2%. Следовательно, применение операции предконцентрации в данном случае нецелесообразно. Реализация разделения рудной массы добычных забоев № 1, 8-10 позволит повысить содержание полезного компонента не менее чем в 1,3 раза:  для забоя № 1содержание полезного компонента возросло с 2,66 до 3,79%,  для забоя № 8 - с 7,07 до 10,40%,  для забоя № 9 - с 2,94 до 3,96%,  для забоя № 10 - с 3,54 до 7,31%, за счет выделения 42%, 37%, 36% и 60% пустых и слабоминерализованных пород для забоев №1, №8, №9 и №10 соответственно. Последующее усреднение добытой рудной массы забоев № 2, 5, 6 и рудного продукта предконцентрации обеспечивает повышение в 1,4 раза содержания ПК в руде до 5,62%.

37 25 Выход, % 20 15 10 5 0 менее 1-2 1 2-3 3-4 4-5 5-6 6-7 7-8 8-9 9-10 10-11 11-12 12-13 13-14 14-15 15-16 16-17 17-18 18-19 Содержание Р2О5, % Рисунок 17 – Распределение содержания полезного компонента в руде добычного забоя №2 Проведенный анализ показал, что формирование качества рудопотока с использованием операции предконцентрации позволяет более чем на 20% снизить объем руды, поступающей на переработку и настолько же повысить в нем содержание ПК по сравнению с традиционной схемой (табл.7). Таблица 7 – Сравнительная эффективность предлагаемых технологических решений Варианты формирования качества рудопотока Наименование показателя С включением Традиционный предконцентрации Коэффициент повышения качества 1,2 1,4 Объем руды направляемой на переработку, % 64,4 47,3 Таким образом, обеспечить решение проблемы формирования качества рудопотока выбора наиболее эффективного подхода для конкретного блока (участка месторождения и т.п.), позволит система, включающая комплекс мероприятий, основанный на сочетании двух принципов управления качеством руд. Несмотря на то, что отдельные операции и методы управления рудной массой были известны и применялись на практике, объединение их в систему на единой теоретической основе можно рассматривать как перспективное направление в решении проблемы управления качеством рудной массы. Базовой идеей данной системы является создание такой последовательности технологических операций,

38 которая могла бы обеспечить требуемое качество рудной массы, поступающей на переработку. Однако, использование содержания полезного компонента и показателя контрастности, в качестве критериев для оценки целесообразности применения одного из методов управления качеством руды или комплекса методов, как было показано выше, не позволяет в достаточной мере обеспечить обоснованность выбора методов, снижающую эффективность системы формирования качества рудопотока в целом. В ходе исследований выявлено несоответствие значения показателя контрастности и целесообразности применения сепарационного принципа управления, что также отмечено в работах [126-127]. В связи с этим для повышения обоснованности выбора способа формирования рудопотока с заданными качественными характеристиками предлагается ввести дополнительный показатель, свидетельствующий о наличии в руде включений пустых пород. Для оценки наличия в рассматриваемом объеме пустых и слабоминерализованных пород (рудной массы с отвальным содержанием полезного компонента) разработан показатель наличия пустых пород N. Этот показатель представляет собой средневзвешенное относительное отклонение содержания полезного компонента от минимального значения в исследуемом объеме к его абсолютному отклонению. Величина минимального содержания устанавливается на этапе предварительных исследований, поскольку она определяет количество потерянного с отходами предконцентрации полезного компонента. Показатель наличия пустых пород N является величиной безразмерной и определяется по формуле 𝑵= 𝑛 𝑖=1(𝑦𝑖 − 𝜃)𝑚𝑖 , 𝑛 𝑖=1 𝑦𝑖 − 𝜃 𝑚𝑖 (3) где θ – минимальное содержание ПК; yi – содержание ПК в i-ом единичном объеме горной массы, входящих в состав изучаемого объекта; mi – масса i-го единичного объема горной массы; n – количество единичных объемов горной массы. Значение показателя наличия пустых пород N изменяется в пределах [-1;1]. Положительные значение показателя, за исключением максимального, свидетельствует об присутствие в анализируемом объеме включений с содержанием полезного компонента ниже минимального уровня. При N=1 исследуемый объем представлен исключительно рудными единичными элементами. Отрицательные значения показателя характеризуют исследуемый объем как породный, частично представленный рудными элементами (-1≤N<0) и не содержащий рудных включений (N=-1). Наличие таких диапазонов позволяет классифицировать исследуемый объем по содержанию в нем породных включений (табл.8).

39 Таблица 8 – Классификация минерального сырья по наличию породных включений N N=1 0< N<1 N=0 -1≤ N<0 N=-1 Для Характеристика рудной массы Рудный объем без породных включений Рудный объем с долей породных включений Объем представлен единичными объемами с минимальным содержанием ПК Породный объем с рудными включениями Породный объем без рудных включений апатитсодержащих руд месторождения «Олений Ручей» на основе экспериментальных данных получена корреляционная связь показателя наличия пустых пород и объемов их включений (рис.18). 100 Объем включений пустых пород, % № 1 2 3 4 5 90 80 70 60 50 40 30 20 10 0 1 0,95 0,9 0,85 0,8 0,75 0,7 0,65 0,6 0,55 0,5 0,45 0,4 0,35 0,3 0,25 0,2 0,15 Показатель наличия пустых пород N Рисунок 18 – Корреляционная связь показателя наличия пустых пород и объема их включений Полученная зависимость описывается полиномиальной функцией с величиной достоверности аппроксимации, равной 0,92. Наличие корреляционной связи между показателем и объемами пустых пород (Kкор=0,93) позволило с определенной долей вероятности дать численную оценку показателя наличия пустых пород (табл.9). Изменение значений показателя в диапазоне от 0,98 до 1 свидетельствуют о том, что выход пустых пород в исследуемом объеме составляет не более 10%, при нижней границе диапазона равной 0,95 выход пустых пород увеличивается до 20%. Выход пустых пород менее 30% соответствует нижней границе диапазона равной 0,92 и так далее.

40 Таблица 9 – Классификация апатитсодержащих руд месторождения «Олений Ручей» по наличию породных включений Характеристика рудной массы N=1 Рудный объем без породных включений 0,98< N<1 Рудный объем с породными включениями, количество которых не более 10% 0,95< N<0,98 Рудный объем с породными включениями, количество которых не более 20% 0,92< N<0,95 Рудный объем с породными включениями, количество которых не более 30% 0,86< N<0,92 Рудный объем с породными включениями, количество которых не более 40% 0,75< N<0,86 Рудный объем с породными включениями, количество которых не более 50% 0< N<0,75 Рудный объем с породными включениями, количество которых более 50% N =0 Объем представлен единичными объемами с минимальным содержанием ПК -1≤ N<0 Породный объем с рудными включениями N=-1 Породный объем без рудных включений Вывод пустых и слабоминерализованных пород позволит не только повысить N содержание полезного компонента в исследуемом объеме, но и снизить неравномерность распределения (рис.19). Снижение неравномерности распределения полезного компонента позволяет оценить отношение величины показателя контрастности до реализации процесса разделения и после (М1/М2). 1 Показатель наличия пустых пород N № 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 0,95 0,9 0,85 1,0 1,1 1,2 1,3 1,4 1,5 1,6 1,7 1,8 М1/М2 Рисунок 19– Корреляционная связь показателя наличия пустых пород и отношения показателей контрастности до реализации процесса разделения и после него Кроме того, для апатитсодержащих руд наличие корреляционной связи показателя наличия пустых пород N и объемов их включений позволяет определить не только возможность и целесообразность предконцентрации, но оценить минимальное количество включений пустых пород, при котором применение предконцентрации экономически эффективно. Величина экономически оправданного минимального объема отсортированных в процессе разделения пород определяется эффективностью включения в существующую

41 технологическую схему операции предконцентрации – разницей затрат на получение апатитового концентрата по различным технологиям: традиционной и с использованием предконцентрации. Затраты на получение апатитового концентрата складываются из затрат на добычу, обогащение и предконцентрацию. Показатель наличия пустых пород N в данном случае характеризует степень снижения объемов минерального сырья, направляемого на переработку. Минимальный объем отсортированных пород, при котором соблюдается равенство затрат на получение апатитового концентрата по традиционной технологии и с включением предконцентрации, определяется по формуле 𝑪пред 𝑵=𝟏−С обог , (4) где Спред – себестоимость предконцентрации 1т руды, Собог – себестоимость обогащения 1 т руды. В таблице 10 представлены характеристики минерального сырья 10 добычных забоев по содержанию полезного компонента, по его распределению (показатель контрастности), а также по наличию в исследуемом объеме породных включений (показатель наличия пустых пород). Включение последнего показателя, в дополнении к существующим, позволило выявить нецелесообразность использования предконцентрации в одном из исследуемых добычных забоев. Следовательно, сочетание показателей контрастности М и наличия пустых пород N позволяет повысить обоснованность выбора способа формирования рудопотока.

42 1,59 4 1,77 5 3,88 6 10,37 7 0,81 8 7,07 9 2,94 10 3,54 Рудный объем с породными включениями Рудный объем Рядовая руда 0,67 Неравномерное 1 без породных включений Относительно Породный объем Порода 0,30 -0,75 равномерное с рудными включениями Относительно Породный объем Порода 0,32 -0,35 равномерное с рудными включениями Относительно Рудный объем Бедная руда 0,14 1 равномерное без породных включений Относительно Рудный объем Рядовая руда 0,36 1 равномерное без породных включений Относительно Породный объем Порода 0,26 -1 равномерное без рудных включений Рудный объем Рядовая руда 0,87 Неравномерное 0,96 с породными включениями Рудный объем Бедная руда 0,50 Неравномерное 0,69 с породными включениями Рудный объем Бедная руда 0,90 Неравномерное 0,71 с породными включениями Таким образом, определение набора и последовательности технологических Бедная руда 0,54 Неравномерное 0,53 Способ формирования качества рудопотока 3 Характеристика рудной массы 8,67 Показатель наличия пустых пород 2 Характер распределения ПК 2,66 Показатель контрастности Содержание ПК, % 1 Классификация по содержанию ПК № добычного забоя Таблица 10 – Качественная характеристика добычных блоков Разделение Усреднение Отвал Отвал Усреднение Усреднение Отвал Разделение Разделение Разделение решений (далее алгоритма управления качеством руд), способствующих достижению стабильности качественных показателей рудопотока, основано на оценке природных характеристик полезного ископаемого, описываемых:  средним содержание полезного компонента в исследуемом объеме месторождения;  показателем контрастности;  показателем наличия пустых пород; и их соответствия технологическим требованиям перерабатывающего производства:  по качеству питания процессов переработки;  по количеству потерянного полезного компонента с отходами (рис.20).

43 Рисунок 20 – Исходные данные, используемые для формирования рудопотока стабильного состава Стабильность качества руды, подаваемой на перерабатывающее производство, обеспечивает оптимальные технологические показатели. Любые отклонения содержания ПК от регламентируемого уровня приводят к их ухудшению, поскольку горно-обогатительное производство характеризуется высокой инерционностью и при любом изменении производственной ситуации оно не способно в оперативном режиме изменить технологию. Именно поэтому построение алгоритма формирования рудопотока стабильного состава начинается с анализа соответствия исходного содержания ПК (α) в рассматриваемом объеме регламентируемому качеству рудной массы (с): α=с (рис.21). В данном случае показано строгое ограничение, однако опыт работы обогатительных фабрик свидетельствует об имеющихся колебаниях качества руды в некотором узком заявленном диапазоне. В работах [109,124] для апатитсодержащих руд Хибинского массива установлено, что эффективная работа обогатительной фабрики обеспечивается в случае, когда величина отклонения содержания Р2О5 от планового значения δ не превышает 1-1,5%.

44 Рудная масса нет да 𝑎−𝑐 ≤ 𝛿 нет да 𝑎−𝑐 > 𝛿 да нет α>θ нет да М<0,4 Отвал да нет N=1 Строительный материал Закладочный материал Предконцентрация Породный продукт Рудный продукт да нет 𝑎−𝑐 ≤ 𝛿 Обогатительная фабрика Усреднение Рисунок 21 - Алгоритм управления качеством руд В зависимости от результата анализа выбирается то направление движения рудного потока, при котором возможно получение требуемого экономически выгодного качества руды: 1) при 𝑎 − 𝑐 ≤ 𝛿% - рудная масса направляется на обогатительную фабрику; 2) при 𝑎 − 𝑐 > 𝛿% - рудная масса требует дополнительной оценки – целесообразности применения дополнительных операций для формирования качества руды на регламентируемом уровне ( 𝑎 − 𝑐 ≤ 𝛿%). Формирование качества рудопотока, содержание полезного компонента в котором выше регламентируемого уровня, в большинстве случаев, целесообразно реализовывать в режиме усреднения. Для рудопотока с содержанием ПК менее регламентируемого процесс управления его качеством включает ряд этапов. На первом этапе исключаются объемы, содержание полезного компонента в которых не превышает минимального - они направляются в отвал или могут быть использованы для других целей (в качестве

45 закладочного или строительного материала). Далее, на усреднение направляются объемы с относительно равномерным распределением в них ПК (М<0,4). Качество рудопотока, характеризующееся неравномерным распределением полезного компонента, при отсутствии в нем породной части (рудной массы с минимальным содержанием ПК), формируется в режиме усреднения. Неравномерное распределение ПК в рассматриваемом объеме (М≥0,4), при наличии в нем породной части (N<1) свидетельствует о необходимости включения в систему управления качеством рудопотока операции предконцентрации. Выделенная в процессе предконцентрации пустая порода направляется в отвал или используется по иному назначению (в качестве щебня или строительного материала). Отклонение качества обогащенного продукта предконцентрации от заданного содержания ПК в питании процессов переработки обуславливает необходимость его стабилизации в режиме усреднения. Решение задачи оперативного управления рудопотоками в режиме усреднения возможно осуществлять, например, по методике [128], которая предполагает для определения объемов усреднения использовать два подхода: аналитический (метод линейных уравнений) и графический (метод номограмм). Разработанный алгоритм призван формировать качество добытой рудной массы на этапе оперативного планирования и управления горно-добычными работами. Основой принятия решения является максимально достоверная и детализированная информация о распределении полезного компонента. Ее получение возможно, например, при использовании радиометрического каротажа или шламового опробования взрывных скважин. Предложенный подход за счет повышения качества рудопотока посредством включения операции предконцентрации позволит отрабатывать не только балансовые запасы, но и одновременно вовлекать в переработку забалансовые запасы при поддержании соответствующего качества руды. Разработанный алгоритм управления качеством руды позволяет создать ресурсосберегающую технологию добычи и переработки минерального сырья, являющуюся перспективным направлением совершенствования горнодобывающей отрасли, обеспечивающим рациональное использование недр. Стадия оперативного управления является определяющей с точки зрения обеспечения плановых показателей, в связи с чем, именно на ней применение современных технологий позволяет значительно повысить эффективность функционирования всего горно- обогатительного комплекса и полноты освоения запасов месторождения за счет стабилизации качества рудопотоков.

46 Важно отметить, что реализация такой технологии является основой для пересмотра кондиций и вовлечения в эксплуатацию запасов, ранее отнесенных к категории некондиционных, разработка которых позволит расширить минерально-сырьевую базу действующих горно-обогатительных предприятий. При этом повышается полнота освоения недр и сокращаются экологические платежи за счет снижения негативного воздействия горного производства на окружающую среду.

47 ВЫВОДЫ ПО ГЛАВЕ 2 1. Разработан показатель наличия пустых пород N, представляющий собой средневзвешенное относительное отклонение содержания полезного компонента от минимального в исследуемом объеме к его абсолютному отклонению, характеризующий присутствие в нем пустых или слабоминерализованных пород и объемов их включений, позволяющий оценить возможность и целесообразность применения операции предконцентрации. 2. Показатель наличия пустых пород в сочетании с показателем контрастности позволяют повысить обоснованность выбора способа формирования рудопотока стабильного состава. 3. Разработан алгоритм формирования рудопотока стабильного состава, основанный на анализе содержания полезного компонента в недрах, показателей контрастности и наличия пустых пород, позволяющий посредством сочетания разделительного и усреднительного принципов управления качеством руд на основе геологоразведочных данных и свойств сырья, разработать ресурсосберегающую экологически сбалансированную геотехнологию добычи и переработки полезного ископаемого.

48 3. ФОРМИРОВАНИЕ КАЧЕСТВА АПАТИТСОДЕРЖАЩИХ РУД МЕСТОРОЖДЕНИЯ «ОЛЕНИЙ РУЧЕЙ» Для реализации разработанного алгоритма управления качеством руд применительно к месторождению «Олений Ручей» необходимо определить показатели M и N, характеризующие неравномерность распределения полезного компонента по массиву и наличие в нем пустых пород, а также выбрать условия реализации процесса предконцентрации. 3.1. Оценка неравномерности распределения полезных компонентов на месторождении «Олений Ручей» Результаты месторождения обработки «Олений данных Ручей» скважинного показали опробования1 наличие верхнего включений яруса пустых и слабоминерализованных пород (с содержанием Р2О5 менее 2%), объем которых колеблется от 3,24 до 62,79%. В моделирующее-аналитическом комплексе MineFrame, разработанном и развиваемом в ГоИ КНЦ РАН [129], на основе данных скважинного опробования созданы трехмерные каркасная и блочная цифровые модели рудных тел месторождения «Олений Ручей» [130]. Для каждого блока модели, методом обратных расстояний, выполнена оценка содержания всех имеющихся полезных компонентов. Такая модель позволяет оценить количество пустых и слабоминерализованных пород в контурах рудных тел месторождения. Количество пустых пород с содержанием Р2О5 менее 2% составляет всего 2%, что, повидимому, обусловлено низкой детализацией. Согласно регламенту на отработку запасов месторождения в процессе добычи вовлекается до 18% разубоживающих пород [131]. Отсюда следует, что минимальный объем пустых и слабоминерализованных пород составит не менее 20%. Детальные исследования распределения ПК проводились на кусковом материале технологической пробы №1-ЛТП, отобранной на месторождении «Олений Ручей» массой около 2т. Материал технологической пробы №1-ЛТП был расклассифицирован по крупности на следующие классы: -200+100 мм, -100+50 мм, -50+30 мм, -30+20 мм, -20+10мм и -10 мм. В таблице 11 представлен гранулометрический состав и распределение содержания основных 1 Минимальный интервал геологического опробования скважин составляет 0,4м, максимальный достигает 6м.

49 полезных компонентов по классам крупности апатитсодержащей руды технологической пробы. Приведенные результаты свидетельствуют, что в добытой горной массе крупностью более 10мм (45,77% от общего объема) содержание Р2О5 не превышает 5%. Поэтому для руды такого качества следует осуществлять мероприятия, способствующие увеличению в ней содержания Р2О5. Таблица 11 - Гранулометрический состав апатитсодержащей руды пробы №1-ЛТП Выход классов Содержание, % % Р2О5 Al2O3 -200+100 10,99 4,32 13,30 -100+50 14,38 4,39 13,41 -50+30 6,90 3,66 15,03 -30+20 5,47 3,12 15,92 -20+10 8,04 4,37 15,89 -10 54,23 7,17 12,71 Исходная руда 100 5,77 13,47 На рисунке 22 представлен график распределения содержания Р2О5 в кусковом Класс крупности, мм материале апатитсодержащей руды технологической пробы №1-ЛТП крупностью -200+20мм. 50 -200+100мм -100+50мм -50+30мм -30+20мм 45 40 Выход, % 35 30 25 20 15 10 5 0 менее1 1-2 2-3 3-4 4-5 5-7 7-9 9-11 11-13 13-15 15-20 20-30 более30 Содержание Р2О5, % Рисунок 22 – Распределение содержания Р2О5 в кусках технологической пробы №1-ЛТП Из рисунка 22 следует возможность выделения значительной части пород с низким содержанием Р2О5. Установлено, что не менее 60% кусков пробы крупностью +20мм имеют содержание Р2О5 менее 2%, в том числе количество пород, с содержанием Р2О5 менее 1%, в зависимости от класса крупности колеблется от 16 до 35%, что тесно коррелирует с

50 величиной показателя наличия пустых пород, значения которого изменяются от 0,40-0,56 (табл.12). В таблице 12 также представлены результаты количественной оценки неравномерности распределения полезного компонента в руде пробы №1-ЛТП, основанной на расчете показателя контрастности. Полученные значения показателя контрастности, изменяющиеся в пределах от 0,85 до 1,25, свидетельствует о том, что данная руда характеризуется высокой неравномерностью распределения содержания Р2О5. Таблица 12 - Показатель контрастности в различных классах крупности материала технологической пробы №1-ЛТП Показатель Показатель наличия пустых контрастности М в пород N в классе, отн. ед. классе, отн.ед. -200+100 1,25 0,48 -100+50 0,99 0,56 -50+30 0,90 0,52 -30+20 0,85 0,40 Природные предпосылки, обусловленные сложностью геологического строения, Класс крупности руды, мм особенностями минерального и химического состава месторождения, и результаты детальных исследований свидетельствуют о необходимости формирования качества апатитсодержащей руды по ветке алгоритма (выделенной красным цветом) с включением разделительного принципа, осуществляемого посредством операции предконцентрации (рис.23). Для определения предельно возможных технологических показателей процесса предконцентрации рассчитан фракционный состав руды технологической пробы №1-ЛТП крупностью +100мм, -100+50мм, -50+30мм, -30+20мм (Прил.3). Установлено (табл.13), что из добываемой руды в процессе предконцентрации при различных порогах разделения можно выделить от 29,49 до79,17% пустых и слабоминерализованных пород, обеспечивая при этом повышение содержания Р2О5 в 1,35 - 4 раза. Потери Р2О5 с породным продуктом разделения колеблются от 2,51 до 28,43%. Наглядно полученные результаты процесса разделения можно представить с помощью кривых контрастности. На рисунке 24 представлен пример кривых контрастности руды пробы №1-ЛТП крупностью -50+30мм, построенных по методике [125].

51 Рудная масса нет да 𝑎−𝑐 ≤ 𝛿 нет да 𝑎−𝑐 > 𝛿 да нет α>θ нет да М<0,4 Отвал да нет N=1 Строительный материал Закладочный материал Предконцентрация Породный продукт Рудный продукт да нет 𝑎−𝑐 ≤ 𝛿 Обогатительная фабрика Усреднение Рисунок 23 -Алгоритм управления качеством руд 100 2 1 10 90 20 80 30 70 40 60 50 50 60 40 70 30 80 20 90 Выход рудного продукта предконцентрации, % Выход породного продукта предконцентрации, % 0 10 3 100 0 2 4 0 6 8 10 12 14 16 18 20 22 24 26 28 30 Содержание Р2О5, % Рисунок 24 – Кривые контрастности апатитсодержащей руды технологической пробы №1-ЛТП: 1 – кривая породного продукта предконцентрации; 2 – кривая рудного продукта предконцентрации; 3 – линия среднего содержания

52 Таблица 13 – Предельно возможные технологические показатели покускового разделения апатитсодержащей руды технологической пробы №1-ЛТП Наименование продукта Рудный продукт Породный продукт Рудный продукт Породный продукт Исходная руда Рудный продукт Породный продукт Рудный продукт Породный продукт Рудный продукт Породный продукт Исходная руда Рудный продукт Породный продукт Рудный продукт Породный продукт Рудный продукт Породный продукт Исходная руда Рудный продукт Породный продукт Рудный продукт Породный продукт Рудный продукт Породный продукт Исходная руда Содержание, % Выход, % Р2О5 Al2O3 Класс крупности +100мм Порог разделения СР2О5 = 1% 64,73 5,60 11,23 35,27 0,65 15,32 Порог разделения СР2О5 = 2% 17,78 17,17 9,73 82,22 0,97 13,31 100 3,85 12,67 Класс крупности -100+50мм Порог разделения СР2О5 = 1% 83,40 4,74 12,03 16,60 0,61 16,35 Порог разделения СР2О5 = 2% 33,74 9,81 13,57 66,26 1,12 12,33 Порог разделения СР2О5 = 3% 31,29 10,37 13,82 68,71 1,18 12,26 100 4,06 12,75 Класс крупности -50+30мм Порог разделения СР2О5 = 1 % 74,22 4,26 13,57 25,78 0,69 15,98 Порог разделения СР2О5 = 2% 36,61 7,28 14,82 63,39 1,07 13,83 Порог разделения СР2О5 = 3% 31,62 8,07 15,18 68,38 1,15 13,74 100 3,34 14,19 Класс крупности -30+20мм Порог разделения СР2О5 = 1% 67,31 3,88 13,41 32,69 0,52 18,48 Порог разделения СР2О5 = 2% 36,94 5,86 15,01 63,06 0,98 15,10 Порог разделения СР2О5 = 3% 29,00 6,86 15,29 71,00 1,11 14,98 100 2,78 15,07 Извлечение, % Р2О5 Al2O3 94,08 5,92 57,35 42,65 79,23 20,77 100 13,66 86,34 100 97,49 2,51 78,70 21,30 81,64 18,36 35,93 64,07 80,03 19,97 100 33,93 66,07 100 94,67 5,33 70,97 29,03 79,73 20,27 38,23 61,77 76,37 23,63 100 33,81 66,19 100 93,86 6,14 59,90 40,10 77,80 22,20 36,80 63,20 71,57 28,43 100 29,43 70,57 100

53 Продолжение таблицы 13 Содержание, % Извлечение, % Выход, % Р2О5 Al2O3 Р2О5 Al2O3 Класс крупности +20мм Порог разделения СР2О5 = 1% Рудный продукт 70,51 5,19 11,70 95,08 64,24 Породный продукт 29,49 0,64 15,58 4,92 35,76 Порог разделения СР2О5 = 2% Рудный продукт 23,83 12,92 11,93 79,92 22,12 Породный продукт 76,17 1,02 13,13 20,08 77,88 Порог разделения СР2О5 = 3% Рудный продукт 20,83 15,45 12,04 78,11 19,52 Породный продукт 79,17 1,06 13,06 21,89 80,48 Исходная руда 100 3,85 12,85 100 100 Предельно возможные технологические показатели покускового разделения Наименование продукта апатитсодержащих руд технологической пробы №1-ЛТП с присоединением несепарируемого материала крупностью -20мм приведены в таблице14. Таблица 14 – Предельно возможные технологические показатели разделения руды технологической пробы №1-ЛТП Содержание, % Извлечение, % Выход, % Р2О5 Al2O3 Р2О5 Al2O3 Порог разделения СР2О5 = 1% Рудный продукт 88,88 6,32 12,70 97,41 83,77 Породный продукт 11,13 0,64 15,58 1,23 12,87 Порог разделения СР2О5 = 2% Рудный продукт 71,26 7,58 12,97 93,62 68,62 Породный продукт 28,75 1,02 13,13 5,08 28,02 Порог разделения СР2О5 = 3% Рудный продукт 70,13 7,78 13,00 94,53 67,68 Породный продукт 29,88 1,06 13,06 5,49 28,97 Исходная руда 100 5,77 13,47 100,00 100,00 Приведенными результатами показано, что применение операции предконцентрации Наименование продукта на апатитсодержащих рудах месторождения «Олений Ручей» крупностью -200+20мм, при порогах разделения по содержанию Р2О5 от 1 до 3%, позволяет выделить от 11,1 до 29,9% пород. При этом содержание Р2О5 в рудном продукте повышается в 1,4 - 1,7 раза. Таким образом, результаты исследований продемонстрировали целесообразность применения процесса предконцентрации для формирования качества рудопотока перед процессами глубокого обогащения. Для включения этой операции в технологическую схему необходимо уточнить условия, при которых будет реализовываться выделение пустых пород.

54 3.2. Оценка результатов реализации рентгенолюминесцентного метода разделения апатитсодержащих руд Хибинского массива 3.2.1. Определение оптимальных параметров процесса разделения Результатами ранее проведенных исследований апатитсодержащих руд месторождений Хибинского массива «Коашва», «Ньоркпахк», «Кукисвумчорр» показано, что апатит интенсивно люминесцирует в жѐлто-оранжевой области спектра при его взаимодействии с рентгеновским излучением. Это свечение обусловлено наличием в минерале примесных ионов двухвалентного марганца. Другие минералы, обладающие под воздействием рентгеновского излучения интенсивной люминесценцией в этой области спектра, в апатитсодержащих рудах отсутствуют. Установлена возможность выделения из апатитсодержащих руд с помощью рентгенолюминесцентной (РЛ) сепарации не менее 18% крупнокусковых пород, присутствующих, как в контурах рудных тел, так и добавляемых при добыче, что приводит к повышению качества руды, поступающей на дальнейшую переработку. Флотация руды, прошедшей предконцентрацию, позволяет добиться снижения до 30% количества тонкоизмельченных хвостов, уменьшая при этом негативную экологическую нагрузку [28, 119], поэтому изучение возможности реализации процесса предконцентрации апатитсодержащих руд месторождения «Олений Ручей» выполнено с использованием наиболее эффективного для Хибинских руд рентгенолюминесцентного метода - метода прямого определения апатита. Исследования проводились на керновом материале скважин детальной разведки №2232 и №2243 и кусковом материале технологических проб №1-ЛТП и №2-ЛТП. Реализация процесса разделения апатитсодержащих руд с использованием рентгенолюминесцентного метода проводилось на лабораторной установке, состоящей из светоизолированной камеры с размещенными в ней рентгеновским излучателем РЕИС-И и детектором на основе фотоэлектронного умножителя, регистрирующим световой поток люминесценции кусков, блоков низковольтного, высоковольтного питания аппаратуры и блоков регистрации и обработки сигналов люминесценции. В качестве признака РЛ разделения выбрана интенсивность люминесценции куска, а в качестве параметра разделения – величина сигнала от куска, измеренного с двух противоположных сторон, за вычетом фона (от люминесценции воздуха в камере). Выбранный параметр коррелирует с содержанием Р2О5 в кусках как во всем диапазоне концентраций Р2О5, так и в области от 0 до 5% Р2О5, за исключением значения

55 коэффициента корреляции в классе -200+100мм (табл.15). Корреляционные зависимости приведены в приложении 2. Таблица 15 - Коэффициент корреляции параметра рентгенолюминесцентного разделения с содержанием Р2О5 в кусках апатитсодержащих руд месторождения «Олений Ручей» Диапазон содержаний Р2О5,% Класс -20+10 крупности, мм -30+20 -50+30 -100+50 -200+100 Керн скважин №2232 №2243 0÷23 0÷5 0÷33 0÷5 0,966 0,972 0,952 0,965 - - - - Технологическая проба №1-ЛТП №2-ЛТП 0÷8 0÷5 0÷23 0÷5 0,921 0,919 0,933 0,98 0,993 0,956 0,989 0,96 0,988 0,964 0,997 0,90 0,991 0,930 0,937 0,91 0,961 0,685 0,977 0,86 3.2.2. Изучение кернового материала скважин детальной разведки Анализ данных геологического опробования скважин (минимальный интервал - 0,4 м, максимальный - 5,6 м) показал неравномерное распределение апатитсодержащих руд по содержанию ПК в залежи. В разрезе скважин глубиной 160-250 м в соответствии с утвержденными кондициями выделяется по две рудных зоны мощностью от 9,7 до 23,4 м, которые разделены породными прослоями мощностью от 10 до 43 м, иногда содержащими в себе рудные линзы. Среднее содержание Р2О5 в рудных зонах варьируется от 8,2 до 27,0%. Среднее содержание Р2О5 в породах, разделяющих рудные зоны, составляет от 1,5 до 2,3%. Результаты геологического опробования керна скважины №2232 свидетельствуют о том, что до глубины 23,4 м залегает слой морены, а в интервале глубин от 53,0 м до 81,3 м находится прослой безапатитовых пород. Поэтому исследования проводились на образцах керна в интервалах глубин от 23,4 м до 53,0 м и от 81,3 м до 160,60 м. Материалы геологического опробования скважины №2243 показали, что слой морены залегает до глубины 30,0 м, интервалы 30,0-56,4 м и ниже 195,4 м отнесены к безапатитовым, в связи с этим исследования проводились в интервале 56,4-195,4 м. На рисунках 25 и 26 приведены результаты геологического опробования скважин №2232 и №2243 месторождения «Олений Ручей» в интервалах глубин 88,20-160,60 м и 91,60-154,20 м соответственно [130]. В соответствии с установленными кондициями (протокол ГКЗ СССР №2030-к от 21.06.1985г.) выделены следующие рудные зоны:  в скважине №2232- рудная зона №1, расположенная в интервалах глубин 96,90-109,40 м и рудная зона №2 (150,60-160,30 м);

56  в скважине №2243 - рудная зона №1 (91,6-115,0 м) и рудная зона №2 (128,0-147,8 м). 88 96 104 Глубина, м 112 120 128 136 144 152 160 0 2 4 6 8 10 12 14 16 18 20 22 24 Содержание Р2О5, % Рисунок 25– Вертикальный разрез скважины №2232 месторождения «Олений Ручей» 90 98 Глубина, м 106 114 122 130 138 146 154 0 2 4 6 8 10 12 14 16 18 20 22 24 26 28 30 32 34 Содержание Р2О5, % Рисунок 26– Вертикальный разрез скважины №2243месторождения «Олений Ручей» Полезное ископаемое, заключенное в контурах рудных зон скважин №2232 и №2243 представляет геологические запасы. Расчет извлекаемых запасов произведен при условиях

57 100% добычи полезного ископаемого из недр и учета планового разубоживания, равного 18%, соответствующим количеством безрудных участков, граничащих с выбранными рудными зонами (табл.16). Количество извлекаемых запасов определялось по формуле[138] ЗГ ∙ 𝟏 − П (5) 𝟏−Р где ЗГ – геологические запасы полезного ископаемого; П – потери полезного ископаемого в ЗИ = недрах; Р - разубоживание. Таблица 16 – Расчет количества извлекаемых запасов Скважина №2232 Скважина №2243 Обозначение Рудная Рудная Рудная Рудная зона 1 зона 2 зона 1 зона 2 Количество геологических запасов ЗГ 39,9 23,7 59,7 43,7 Количество извлекаемых запасов ЗИ 48,6 28,9 72,7 53,2 По результатам измерений интенсивности рентгенолюминесценции кернового Наименование величины материала и расчета параметра разделения составлены вертикальные разрезы скважин №2243 и №2232, на которых продемонстрировано распределение содержания Р2О5 и параметра рентгенолюминесценции по глубине (рис.27-28). Рисунки 27 и 28 иллюстрируют соответствие параметра рентгенолюминесценции содержанию пятиокиси фосфора в кусках. Параметр РЛ, мВ Глубина, м 0 1000 2000 3000 4000 5000 56,40 62,59 66,45 71,90 78,30 84,20 89,59 94,30 100,41 106,58 113,27 117,78 122,74 130,11 136,46 142,09 147,04 152,00 156,44 161,52 166,27 171,23 177,33 191,60 6000 7000 8000 Содержание Р2О5,% Параметр РЛ 0 5 10 15 20 25 30 35 Содержание Р2О5, % Рисунок 27 – Вертикальный разрез скважины №2243 в интервалах глубин 56,4-195,4м

58 а) Параметр РЛ, мВ Глубина, м 0 1000 2000 3000 4000 5000 6000 26,45 27,95 29,45 30,95 32,45 33,95 35,45 36,95 38,45 39,95 41,45 42,95 44,45 45,95 47,45 48,95 50,45 51,95 53,45 7000 8000 9000 Содержание Р2О5,% Параметр РЛ 0 2 4 6 8 10 12 14 16 18 Содержание Р2О5, % б) Параметр РЛ, мВ Глубина, м 0 1000 2000 3000 4000 5000 6000 7000 8000 9000 10000 11000 12000 13000 14000 15000 81,30 86,03 90,83 95,841 100,54 105,21 110,03 115,17 120,17 125,21 130,12 135,15 139,67 144,70 153,07 158,30 Содержание Р2О5,% Параметр РЛ 0 5 10 15 20 Содержание Р2О5, % Рисунок 28 - Вертикальный разрез скважины №2232 в интервалах глубин: а) 26,40-53,00м: б) 81,30-160,60м 25

59 Путем объединения во фракции кусков керна по величине параметра РЛ определен фракционный состав апатитсодержащих руд в рудных зонах скважин №2232 и №2243. Наглядность результатов разделения обеспечивается кривыми обогатимости, построенными по методике [125]. По данным таблиц фракционного состава (Прил.3) рассчитаны технологические показатели РЛ разделения апатитсодержащих руд для двух порогов разделения, соответствующих содержанию Р2О5 в кусках 2 и 3 %. Граничные значения параметра рентгенолюминесцентного разделения определены по корреляционной связи параметра РЛ и содержания Р2О5 в кусках (для содержаний, не превышающих 5 % Р2О5). Итоговые показатели РЛ разделения керна скважин №2232 и №2243 месторождения «Олений Ручей» приведены в таблице17. Данные этой таблицы свидетельствуют о том, что в контурах рудных зон скважины №2232 в зависимости от порога разделения может быть выделено 29,4-32,6% пород, содержащих в среднем 0,9% Р2О5 (в рудной зоне №1) и 12,11-13,9% пород, содержащих в среднем 0,7% Р2О5 (в рудной зоне №2). С учетом величины проектного разубоживания их количество возрастает до 44,4% и 28,6%, соответственно. В результате содержание Р2О5 повышается в 1,4-1,7 раз и в 1,2-1,3 раз соответственно, для рудных зон №1 и №2. При этом потери Р2О5 с породным продуктом не превышают 5,5%. Таблица 17 – Итоговые показатели рентгенолюминесцентного разделения керна скважин №2232 и №2243 месторождения «Олений Ручей» Продукты разделения Рудный продукт Породный продукт Рудный продукт Породный продукт Исходная руда В контурах рудных зон С учетом разубоживания Содержание, Извлечение, Содержание, Извлечение, Выход, Выход, % % % % % % Р2О5 Al2O3 Р2О5 Al2O3 Р2О5 Al2O3 Р2О5 Al2O3 Скважина №2232 Рудная зона №1 Порог разделения 1 70,57 12,41 12,49 97,25 65,84 59,14 12,22 12,52 95,55 53,70 29,43 0,84 15,53 2,75 34,16 40,86 0,82 15,62 4,45 46,30 Порог разделения 2 67,39 12,90 12,46 96,51 62,67 55,65 12,86 12,46 94,59 50,31 32,61 0,96 15,32 3,49 37,33 44,35 0,92 15,44 5,41 49,69 100 9,01 13,38 100 100 100 7,57 13,78 100 100

60 Продолжение таблицы 17 В контурах рудных зон С учетом разубоживания Выход, Содержание, Извлечение, Выход, Содержание, Извлечение, Продукты разделения % % % % % % Р2О5 Al2O3 Р2О5 Al2O3 Р2О5 Al2O3 Р2О5 Al2O3 Рудная зона №2 Порог разделения 1 Рудный продукт 87,89 9,19 13,48 98,98 85,58 77,76 8,67 13,42 97,28 75,62 Породный продукт 12,11 0,66 15,88 1,02 14,42 22,24 0,85 15,13 2,72 24,38 Порог разделения 2 Рудный продукт 86,11 9,30 13,48 98,56 84,26 71,39 9,25 13,48 95,27 69,75 Породный продукт 13,89 0,84 15,62 1,44 15,74 28,61 1,15 14,59 4,73 30,25 Исходная руда 100 8,12 13,78 100 100 100 6,93 13,80 100 100 Скважина №2243 Рудная зона №1 Порог разделения 1 Рудный продукт 81,88 20,14 10,72 98,84 73,81 70,06 19,54 10,85 97,76 59,53 Породный продукт 18,12 1,07 17,19 1,16 26,19 29,94 1,05 17,25 2,24 40,47 Порог разделения 2 Рудный продукт 80,23 20,50 10,66 98,59 71,91 66,72 20,40 10,71 97,20 55,96 Породный продукт 19,77 1,19 16,89 1,41 28,09 33,28 1,18 16,89 2,8 44,04 Исходная руда 100 16,68 11,89 100 100 100 14,00 12,76 100 100 Рудная зона №2 Порог разделения 1 Рудный продукт 84,23 24,72 8,16 99,11 71,92 Породный продукт 15,77 1,18 17,00 0,89 28,08 Порог разделения 2 Рудный продукт 99,91 25,33 8,00 99,99 99,84 82,34 25,24 8,03 98,92 69,23 Породный продукт 0,09 2,74 14,23 0,01 0,16 17,66 1,28 16,65 1,08 30,77 Исходная руда 100 25,31 8,01 100 100 100 21,01 9,55 100 100 Скважина №2243 представлена двумя рудными зонами богатой руды с содержанием Р2О5 более 16%. Объем пустых и слабоминерализованных пород, с содержанием менее 3% Р2О5, в геологических запасах рудной зоны №1 составляют 19,8%, в рудной зоне №2, среднее содержание Р2О5 в которой составляет 25,31%, объем породной части менее 1%. С учетом проектного разубоживания количество пустых пород увеличивается до 33,3% и 17,7% для рудных зон №1 и №2 соответственно. Поскольку величина минимального интервала скважинного геологического опробования на месторождении «Олений Ручей» в 8 раз превышает принятый при рентгенолюминесцентном измерении размер единичного куска керна скважины (50мм), проведем оценку влияния дискретности опробования на эффективность разделения, приняв за базовые результаты РЛ измерений (табл.17).

61 Анализ влияния дискретности производился в интервале 96,90-109,4м скважины №2232 и в интервале 91,06-115,5м скважины №2243. С этой целью выполнен вычислительный эксперимент по моделированию результатов рентгенолюминесцентного разделения, оценены прогнозные технологические показатели по порогам, соответствующим содержанию Р2О5 в кусках 2 и 3 %, при размерах кусков керна от 100 до 1000 мм с шагом 100 мм (табл.18). Установлено, что для скважины №2232 при увеличении интервала опробования до 300 мм изменение объемов включений пустых и слабоминерализованных пород минимальное (до 5%); дальнейшее увеличение интервала опробования до 700 мм приводит к уменьшению в 1,2 раза объемов пустых пород при одновременном снижении содержания Р2О5 в обогащенной руде в 1,1 раза. При увеличении интервала опробования до 800 - 1000 мм количество выделяемых пустых пород сокращается в 2 раза:  с 29,4% до 15% при пороге, соответствующем 2% P2O5,  с 32,6% до 16,6% при пороге, соответствующем 3 % Р2О5. При этом содержание Р2О5 в рудной части снижается в 1,2 раза: с 12,4-12,9 % до 10,4-10,6 %. Результаты анализа распределения полезного компонента по рудной зоне и прилегающих к ней участков, представленных пустыми породами, скважины №2243 свидетельствуют о сохранении тенденции снижения объемов пустых пород. Без учета проектного разубоживания при пороге разделения 2% Р2О5 выход пустых пород сокращается в 4,3 раза, при пороге 3% Р2О5 в 3,1 раза. Включение проектного разубоживания значительно снижает соотношение объемов пустых пород: при пороге в 2% Р2О5 до 1,4, при пороге 3% Р2О5 до 1,7. Содержания Р2О5 в рудной части уменьшается 1,17 раза.

62 Порог разделения 1 Порог разделения 2 Скважина №2232 Интервал опробования Таблица 18 – Технологические показатели покускового рентгенолюминесцентного разделения для различных интервалов скважинного опробования Без учета разубоживания С учетом разубоживания Породный продукт Породный продукт Рудный продукт предконцентрации Рудный продукт предконцентрации предконцентрации предконцентрации Содержание, Содержание, Извлечение, Содержание, Содержание, Извлечение, Выход, Выход, Выход, Выход, % % % % % % % % % % P2O5 Al2O3 P2O5 Al2O3 P2O5 Al2O3 P2O5 Al2O3 P2O5 Al2O3 P2O5 Al2O3 50 29,4 0,84 15,53 70,6 12,41 12,49 97,25 65,88 40,9 0,82 15,62 59,1 12,22 12,52 95,55 53,73 100 29,2 0,93 15,35 70,8 12,34 12,57 96,98 66,50 41,5 0,89 15,51 58,5 12,3 12,56 95,11 53,31 200 26,8 0,99 15,19 73,2 11,94 12,69 97,05 69,43 38,1 0,89 15,58 61,9 11,68 12,68 95,5 56,92 300 29,17 1,12 15,26 70,83 12,25 12,61 96,36 66,74 36,93 0,95 15,48 63,07 11,44 12,79 95,37 58,54 400 24,9 1,11 15,20 75,1 11,63 12,78 96,63 71,72 39,9 1,06 15,52 60,1 11,88 12,63 94,43 55,11 500 28,3 1,20 15,24 71,7 12,08 12,65 96,23 67,83 34,5 1,01 15,46 65,5 11,02 12,9 95,42 61,31 600 23,7 1,20 15,11 76,3 11,43 12,85 96,84 73,27 34,3 1,09 15,31 65,7 10,49 12,99 95,04 61,94 700 23,9 1,11 15,08 76,0 11,50 12,85 97,05 72,99 30,3 1,01 15,53 69,8 10,41 13,03 95,98 65,95 800 13,6 1,09 15,12 86,4 10,25 13,11 98,35 84,64 37,8 1,00 15,55 62,2 11,55 12,72 94,98 57,42 900 14,8 1,06 15,20 85,2 10,39 13,07 98,25 83,18 32,5 0,96 15,45 67,5 10,75 12,98 95,87 63,56 1000 16,8 1,24 14,98 83,2 10,57 13,06 97,69 81,24 27,8 1,01 15,28 72,2 10,06 13,21 95,96 69,20 50 32,6 0,96 15,32 67,4 12,90 12,45 96,51 62,71 44,4 0,92 15,44 55,7 12,86 12,46 94,59 50,32 100 32,1 1,08 15,27 67,9 12,75 12,49 96,14 63,38 43,4 0,96 15,49 56,6 12,63 12,48 94,47 51,25 200 30,7 1,16 15,19 69,3 12,48 12,59 96,05 65,25 44,2 1,08 15,43 55,8 12,69 12,48 93,71 50,57 300 32,59 1,23 15,27 67,41 12,77 12,47 95,55 92,82 39,89 1,05 15,41 60,11 11,89 12,71 94,46 55,40 400 29,6 1,33 15,19 70,4 12,24 12,62 95,64 66,38 42,0 1,11 15,42 58,0 12,25 12,6 93,84 53,01 500 28,3 1,20 15,24 71,7 12,08 12,65 96,23 67,83 34,5 1,01 15,46 65,5 11,02 12,9 95,42 61,31 600 23,7 1,20 15,11 76,3 11,43 12,85 96,84 73,27 34,3 1,09 15,31 65,7 10,49 12,99 95,04 61,94 700 28,2 1,33 15,10 71,8 12,02 12,71 95,85 68,23 37,2 1,21 15,31 62,8 11,33 12,88 94,03 58,71 800 18,3 1,45 15,12 81,7 10,70 12,99 97,06 79,30 37,8 1,00 15,55 62,2 11,55 12,72 94,98 57,42 900 14,9 1,06 15,20 85,2 10,39 13,07 98,25 83,18 32,5 0,96 15,45 67,5 10,75 12,98 95,87 63,56 1000 16,8 1,24 14,98 83,2 10,57 13,06 97,69 81,24 32,7 1,27 15,29 67,3 10,62 13,05 94,53 63,76

63 Продолжение таблицы 18 Порог разделения 1 Порог разделения 2 Скважина №2243 Интервал опробования Без учета разубоживания С учетом разубоживания Породный продукт Породный продукт Рудный продукт предконцентрации Рудный продукт предконцентрации предконцентрации предконцентрации Содержание, Выход, Содержание, Извлечение, Содержание, Выход, Содержание, Извлечение, Выход, Выход, % % % % % % % % % % P2O5 Al2O3 P2O5 Al2O3 P2O5 Al2O3 P2O5 Al2O3 P2O5 Al2O3 P2O5 Al2O3 50 18,1 1,07 17,19 81,9 20,14 10,72 99,8 73,81 24,9 1,05 17,25 70,0 19,54 10,85 97,76 59,53 100 16,1 1,09 17,08 83,9 19,68 10,90 98,9 76,85 28,4 1,07 17,19 71,62 19,12 11,01 97,83 61,77 300 11,6 1,14 16,94 88,4 18,71 11,24 99,2 83,55 25,78 1,13 16,99 74,22 18,45 11,30 97,92 65,69 200 13,7 1,17 17,00 86,3 19,16 11,09 99,0 80,36 25,5 1,10 17,06 74,5 18,41 11,30 98,01 65,97 400 10,0 1,12 16,95 90,0 18,41 11,34 99,3 85,76 23,2 1,16 16,96 76,8 17,88 11,49 98,08 69,14 500 8,9 1,17 16,80 91,5 18,21 11,42 99,4 87,37 21,4 1,22 16,86 78,6 17,48 11,65 98,13 71,73 600 4,1 1,11 16,80 95,9 17,35 11,69 99,7 94,16 23,8 1,20 17,00 76,2 17,98 11,44 97,96 68,31 700 4,7 1,13 16,98 95,3 17,46 11,65 99,7 93,64 25,2 1,40 16,79 74,8 18,25 11,13 97,49 66,28 800 5,5 1,15 16,84 94,5 17,59 11,61 99,6 92,24 20,6 1,23 16,82 79,1 17,31 11,71 98,19 72,87 900 4,2 1,02 17,08 95,8 17,38 11,67 99,7 93,93 19,5 1,32 16,93 80,5 17,05 11,76 98,16 74,13 1000 0 100 16,68 11,90 100 100 17,4 1,34 16,84 82,6 16,67 11,90 98,33 77,00 50 19,8 1,19 16,89 80,2 20,50 10,66 98,6 71,91 33,3 1,18 16,89 66,7 20,40 10,71 97,20 55,96 100 18,3 1,26 16,93 81,7 20,14 10,77 98,6 73,93 31,6 1,19 16,90 68,4 19,91 10,86 97,31 58,19 200 15,00 1,28 16,83 85,00 19,40 11,03 98,55 78,79 28,61 1,27 16,87 71,39 19,10 11,12 97,41 62,19 300 11,6 1,14 16,94 88,4 18,71 11,24 99,2 83,55 29,1 1,33 16,89 70,9 19,17 11,08 97,24 61,53 400 10,0 1,12 16,95 90,0 18,41 11,34 99,3 85,76 25,7 1,31 16,93 74,3 18,39 11,32 97,60 65,89 500 8,9 1,17 16,80 91,5 18,21 11,42 99,4 87,37 25,6 1,54 16,84 74,4 18,29 11,36 97,19 66,19 600 6,3 2,02 16,71 93,7 17,66 11,58 99,2 91,19 23,8 1,20 17,00 76,2 17,98 11,44 97,96 68,31 700 6,4 1,67 16,83 93,7 17,70 11,57 99,4 91,02 26,5 1,46 16,80 73,5 18,52 11,03 97,24 64,56 800 5,5 1,15 16,84 94,5 17,59 11,61 99,6 92,24 20,6 1,23 16,82 79,1 17,31 11,71 98,19 72,87 900 4,2 1,02 17,08 95,8 17,38 11,67 99,7 93,93 19,5 1,32 16,93 80,5 17,05 11,76 98,16 74,13 1000 0 100 16,68 11,90 100 100 19,2 1,51 16,86 80,8 16,96 11,79 97,94 74,67

64 Для описания полученных результатов использован коэффициент дискретности опробования, который представляет собой отношение длины i-ого интервала опробования к длине принятого базового интервала 𝑲𝒍 = 𝒍𝒊 𝒍𝒃 (6) где li –длина i-ого интервала скважинного опробования, lb - длина базового интервала скважинного опробования (lb=const). Корреляционная связь объемов включений пустых и слабоминерализованных пород и коэффициента дискретности опробования представлена на рисунке 29. Коэффициент корреляции варьирует в пределах от 0,8 до 0,9. 35 30 9,2-15,4% Выход пустых пород, % 25 скважина №2243 13,6-18,5% 20 15 44,8-49,2% 10 скважина №2232 67,9-73,9% 5 400 мм 0 1 2 3 4 5 6 7 8 700мм 9 10 11 12 13 14 15 16 17 18 19 20 Коэффициент дискретности опробования Рисунок 29 – Корреляционная связь объемов включений пустых и слабоминерализованных пород и коэффициента дискретности опробования Представленные результаты свидетельствуют о том, что достоверность информации о распределении полезного компонента в изучаемом объеме зависит от величины интервала скважинного опробования, характер изменения которой квазипропорционален дискретности опробования. Повышение достоверности информации о распределении полезного компонента обеспечивается за счет снижения коэффициента дискретности опробования.

65 Таким образом, проведенный анализ показал, что геологическое скважинное опробование искажает картину реального распределения полезного компонента, даже на его минимальном интервале опробования, равном 400мм (рис.30-33). Такая ситуация свидетельствует о необходимости перехода к более высокой детализации скважинного опробования. Необходимость такого перехода в первую очередь определена влиянием информации о распределении полезного компонента на выбор способов формирования рудопотока, подбора технологических мероприятий, соответствующих качественным характеристикам исследуемого объема месторождения. Заниженные объемы включений пустых и слабоминерализованных объемов в ряде случаев обуславливают нерациональность включения операции предконцентрации, что отрицательно сказывается на технико-экономических показателях получения апатитового концентрата. 97 98 0,6м РЛ анализ геологическое опробование 2,2м 99 100 101 102 103 2,6м 104 105 106 107 6,8м 6,8м 108 109 0 2 4 6 8 10 12 14 16 18 20 22 24 Рисунок 30 – Вертикальный разрез скважины №2232 в интервалах глубин 96,9-109,4м (рудный интервал 1)

66 151 151 152 152 153 153 154 154 155 155 156 1,2м 156 157 157 158 158 159 159 0,8м 160 160 РЛ анализ геологическое опробование 1,2м 0 2 4 6 8 10 12 14 16 18 20 22 24 Рисунок 31 – Вертикальный разрез скважины №2232 в интервалах глубин 150,6-160,3м (рудный интервал 2) 91,6 93,6 95,6 97,6 1,9м 1,2м 99,6 101,6 1,1м 103,6 105,6 107,6 109,6 111,6 РЛ анализ 1,8м 113,6 геологическое опробование 0 2 4 6 8 10 12 14 16 18 20 22 24 26 28 30 32 34 36 38 Рисунок 32 – Вертикальный разрез скважины №2243 в интервалах глубин 91,6-115м (рудный интервал 1)

67 128,0 130,0 132,0 134,0 136,0 138,0 140,0 142,0 144,0 РЛ анализ 146,0 геологическое опробование 0 2 4 6 8 10 12 14 16 18 20 22 24 26 28 30 32 34 36 38 Рисунок 33– Вертикальный разрез скважины №2243 в интервалах глубин 128-147,8м (рудный интервал 2) Сравнительный анализ результатов распределения полезного компонента по скважинам показал, что в трех рудных интервалах из четырех наблюдается снижение в 1,6 - 2,4 раза количества пустых и слабоминерализованных пород с содержанием Р2О5 менее 2%, что соответственно влияет на целесообразность применения операции предконцентрации. Согласно характеристикам данных объектов (табл.19), рассчитанных на основе результатов геологического скважинного опробования и рентгенолюминесцентных измерений кернового материала, алгоритму управления качеством руд (рис.21), определены необходимые технологические операции формирования рудопотока стабильного состава. Граничное значение показателя наличия пустых пород определяется из условия обеспечения максимальной экономической эффективности применения предконцентрации. Достижение такого эффекта возможно при его использовании в случаях экономически целесообразного количества породных включений в направляемом на предконцентрацию объеме. Из условий, что себестоимость обогащения составляет 300руб/т, а себестоимость предконцентрации - 20 руб/т, следует, что минимальный экономически оправданный объем отсортированных пород составляет 10% от объемов добычи. Следовательно, в соответствии с зависимостью, представленной на рисунке 18, и формулой 4 значение показателя наличия пустых пород равно 0,93.

68 Таблица 19 - Характеристика рудных интервалов скважин №2232 и №2243 Содержание Р2О5, % M N Технологическая операция Скважина №2232 Рудный Геологическое опробование 9,00 0,76 0,95 Усреднение интервал №1 РЛ измерения 9,01 0,65 0,91 Предконцентрация Рудный Геологическое опробование 9,36 0,47 0,94 Усреднение интервал №2 РЛ измерения 8,15 0,47 0,93 Предконцентрация Скважина №2243 Рудный Геологическое опробование 13,6 0,72 0,99 Обогатительная фабрика интервал №1 РЛ измерения 13,32 0,46 0,97 Обогатительная фабрика Рудный Геологическое опробование 27,68 0,29 1 Усреднение интервал №2 РЛ измерения 25,31 0,21 1 Усреднение На основании оценки критериев, позволяющих сделать вывод о целесообразности использования уреднительных и разделительных операций (табл.19) показано, что в 50% случаев процесс формирования качества одного и того же объема рудной массы основан на применении различных технологических решений, выбор которых определяется информацией о минеральном сырье, полученной с использованием различных методов. В связи с чем, возникает необходимость анализа влияния методов опробования, а именно, влияния дискретности опробования на технико-экономические показатели получения апатитового концентрата (табл.20). Представленными данными показано, что себестоимость получения апатитового концентрата при использовании технологических операций, выбранных на основе данных рентгенолюминесцентных измерений кернового материала, на 12,9% и на 3,4% ниже, чем при традиционном источнике информации о распределении полезного компонента для рудных интервалов №1 и №2, соответственно. Детализированная информация о распределении полезного компонента, полученная на основе РЛ измерений, обусловила эффективность включения операции предконцентрации, применение которой позволило снизить себестоимость получения 1т апатитового концентрата. Незначительное изменение себестоимости получения апатитового концентрата из рудной массы интервала №2 скважины №2232 обусловлено малым выходом породных включений, объем которых составляет 12,5%.

69 Таблица 20 – Сравнительная технико-экономическая оценка получения апатитового концентрата при различной детализации опробования для рудных интервалов скважины №2232 Рудный интервал №1 Рудный интервал №2 Геологическое РЛ Геологическое РЛ опробование измерения опробование измерения 9,01 9,01 8,15 8,15 Содержание Р2О5 в исходной руде, % Содержание Р2О5 в рудном продукте 12,41 9,19 предконцентрации, % Содержание Р2О5 в апатитовом 39,1 39,1 39,1 39,1 концентрате, % Содержание Р2О5 в хвостах апатитовой 1 1 1 1 флотации, % Объем добычи, т 100 100 100 100 Объем обогащения, т 100 70,57 100 87,49 Объем предконцентрации, т 100 100 Объем апатитового концентрата, т 21,02 21,13 18,77 18,81 Себестоимость добычи, руб/т 250 250 250 250 Себестоимость обогащения, руб/т 300 300 300 300 Себестоимость предконцентрации, руб/т 20 20 Затраты на добычу, руб/т 25000 25000 25000 25000 Затраты на обогащение, руб/т 30000 21171 30000 26247 Затраты на предконцентрацию, руб/т 2000 3000 2000 Всего затрат, руб/т 55000 48171 55000 53247 Себестоимость получения апатитового 2619,6 2279,7 2930,2 2830,8 концентрата, руб/т Полученные результаты свидетельствуют о том, что формирование системы управления качеством рудопотока, основанное на геологической информации о распределении полезного компонента в исследуемом объеме снижает ее экономическую привлекательность, не позволяет в ряде случаев получить увеличение экономического эффекта при получении апатитового концентрата. Таким образом, снижение шага дискретности скважинного опробования, увеличивающее за счет этого достоверность информации о распределении полезного компонента, обеспечивает повышение эффективности принимаемых технологических решений, направленных на формирование рудопотока стабильного состава на этапах оперативного планирования и управления горно-добычными работами, а также способствует снижению себестоимости получения апатитового концентрата. 3.2.3. Изучение материала технологических проб Исследование процесса разделения выполнено на материале бедных и рядовых апатитсодержащих руд технологических проб №1-ЛТП и №2-ЛТП массой около 2 т каждая. Гранулометрический состав технологических проб приведен в таблицах 11 и 21.

70 Для осуществления сепарации на РЛ стенде определены граничные значения параметра рентгенолюминесценции, при которых содержание Р2О5 в кусках каждого класса крупности составляет не более 2 и 3 %, по которым производилось выделение породной части. Таблица 21 - Гранулометрический состав технологической пробы №2-ЛТП Содержание, % Р2О5 Al2O3 -200+100 14,90 3,87 16,77 -100+50 26,07 4,93 16,23 -50+30 10,96 7,56 15,78 -30+20 5,92 7,10 15,64 -20+10 7,15 8,64 15,11 -10 35,00 18,05 10,19 Исходная руда 100 10,04 14,03 Для определения технологических показателей процесса рентгенолюминесцентной Класс крупности, мм Выход классов, % сепарации на машинных классах крупности куски технологических проб №1-ЛТП и №2-ЛТП были сгруппированы во фракции по величине параметра РЛ и составлены таблицы фракционного состава (Прил.3). По данным этих таблиц определялись показатели рентгенолюминесцентного разделения при различных пороговых значениях: для руды пробы №1-ЛТП порог разделения 1 соответствует содержанию Р2О5, равному 2%, порог разделения 2 – 3% Р2О5, для пробы №2-ЛТП порог разделения 1 -1%, порог разделения 2 – 2% Р2О5 (табл.2223). Таблица 22 - Показатели рентгенолюминесцентного разделения бедных апатитсодержащих руд технологической пробы №1-ЛТП Извлечение, % Выход от Содержание, % руды, % P2O5 Al2O3общ. P2O5 Al2O3общ. Класс крупности -100+50 мм Порог разделения 1 14,01 4,42 13,62 83,40 55,92 11,35 1,09 13,25 16,60 44,08 Порог разделения 2 9,40 5,92 14,12 74,91 38,88 15,97 1,17 13,07 25,09 61,12 25,36 2,93 13,46 100,00 100,00 Наименование продукта Рудный продукт Породный продукт Рудный продукт Породный продукт Исходная руда класса

71 Продолжение таблицы 22 Содержание, % Извлечение, % Выход от руды, % P2O5 Al2O3общ. P2O5 Al2O3общ. Класс крупности -50+30 мм Порог разделения 1 Рудный продукт 4,03 5,16 15,21 88,06 61,08 Породный продукт 2,87 0,98 13,63 11,94 38,92 Порог разделения 2 Рудный продукт 2,43 7,08 15,61 72,95 37,86 Породный продукт 4,46 1,43 13,97 27,05 62,14 Исходная руда класса 6,90 3,43 14,55 100,00 100,00 Класс крупности -30+20 мм Порог разделения 1 Рудный продукт 3,55 5,62 15,38 91,64 65,46 Породный продукт 1,93 0,94 14,95 8,36 34,54 Порог разделения 2 Рудный продукт 2,61 6,95 15,55 83,47 48,70 Породный продукт 2,86 1,25 14,94 16,53 51,30 Исходная руда класса 5,47 3,97 15,23 100,00 100,00 Класс крупности -20+10 мм Порог разделения 1 Рудный продукт 5,45 5,29 15,31 93,21 66,93 Породный продукт 2,59 0,81 15,89 6,79 33,07 Порог разделения 2 Рудный продукт 3,98 6,60 15,89 84,96 50,72 Породный продукт 4,06 1,14 15,11 15,04 49,28 Исходная руда класса 8,04 3,84 15,50 100,00 100,00 Таблица 23- Показатели рентгенолюминесцентного разделения рядовых апатитсодержащих руд Наименование продукта технологической пробы №2-ЛТП Выход от Содержание, % руды, % P2O5 Al2O3общ. Класс крупности -200+100 мм Порог разделения 1 3,57 13,40 14,34 11,33 0,87 17,54 Порог разделения 2 2,81 16,46 13,63 12,09 0,95 17,51 14,90 3,87 16,77 Класс крупности -100+50 мм Порог разделения 1 7,29 15,42 13,02 18,78 0,86 17,48 Порог разделения 2 5,92 18,41 11,29 20,15 0,96 17,69 26,07 4,93 16,23 Наименование продукта Рудный продукт Породный продукт Рудный продукт Породный продукт Исходная руда класса Рудный продукт Породный продукт Рудный продукт Породный продукт Исходная руда класса Извлечение, % P2O5 Al2O3общ. 82,92 17,08 20,47 79,53 80,17 19,83 100 15,32 84,68 100 87,49 12,51 22,42 77,58 84,89 15,11 100 15,80 84,20 100

72 Продолжение таблицы 23 Извлечение, % Выход от Содержание, % руды, % P2O5 Al2O3общ. P2O5 Al2O3общ. Класс крупности -50+30 мм Порог разделения 1 Рудный продукт 4,30 17,84 12,04 92,57 29,91 Породный продукт 6,66 0,92 18,20 7,43 70,09 Порог разделения 2 Рудный продукт 3,68 20,33 11,36 90,42 24,18 Породный продукт 7,28 1,09 18,02 9,58 75,82 Исходная руда класса 10,96 7,56 15,78 100 100 Класс крупности -30+20 мм Порог разделения 1 Рудный продукт 2,01 18,73 11,94 89,54 25,94 Породный продукт 3,91 1,12 17,54 10,46 74,06 Порог разделения 2 Рудный продукт 1,89 19,79 11,51 89,02 23,51 Породный продукт 4,03 1,15 17,58 10,98 76,49 Исходная руда класса 5,92 7,10 15,64 100 100 Класс крупности -20+10 мм Порог разделения 1 Рудный продукт 2,76 20,96 10,69 93,85 27,36 Породный продукт 4,39 0,87 17,89 6,15 72,64 Порог разделения 2 Рудный продукт 2,52 22,80 10,08 93,02 23,51 Породный продукт 4,63 0,93 17,85 6,98 76,49 Исходная руда класса 7,15 8,64 15,11 100 100 Результаты проведенных исследований РЛ разделения кускового материала Наименование продукта технологических проб №1-ЛТП и №2-ЛТП представлены в таблице 24. Таблица 24 - Результаты рентгенолюмиесцентного разделения кускового материала апатитсодержащих руд Извлечение, % Выход от Содержание, % руды, % P2O5 Al2O3общ. P2O5 Al2O3общ. Технологическая проба №1-ЛТП Класс крупности +20 мм Порог разделения 1 21,59 15,99 12,92 85,92 58,41 16,15 0,90 17,62 14,18 41,57 Порог разделения 2 14,44 6,30 14,63 76,06 40,22 23,29 1,23 13,47 23,95 59,73 37,73 3,17 13,92 100,00 100,00 Наименование продукта Рудный продукт Породный продукт Рудный продукт Породный продукт Исходная руда класса

73 Продолжение таблицы 24 Извлечение, % Выход от Содержание, % руды, % P2O5 Al2O3общ. P2O5 Al2O3общ. Класс крупности +10 мм Порог разделения 1 27,04 4,86 14,43 84,32 60,05 18,74 1,02 13,85 12,68 39,95 Порог разделения 2 18,42 7,85 18,44 77,91 42,25 27,35 1,22 13,72 22,09 57,76 45,78 3,29 14,19 100,00 100,00 Технологическая проба №2-ЛТП Класс крупности +20 мм Порог разделения 1 39,21 7,60 15,19 95,82 63,46 18,64 0,70 18,40 4,18 36,54 Порог разделения 2 20,95 13,34 13,58 89,85 30,29 36,90 0,86 17,73 10,15 69,71 57,85 5,38 16,22 100,00 100,00 Класс крупности +10 мм Порог разделения 1 44,26 8,10 15,02 96,13 63,52 20,74 0,70 18,41 3,87 36,48 Порог разделения 2 23,71 14,23 13,24 90,51 29,99 41,29 0,86 17,75 9,49 70,01 65,00 5,74 16,10 100,00 100,00 эффективности применения мелкопорционной сортировки Наименование продукта Рудный продукт Породный продукт Рудный продукт Породный продукт Исходная руда класса Рудный продукт Породный продукт Рудный продукт Породный продукт Исходная руда класса Рудный продукт Породный продукт Рудный продукт Породный продукт Исходная руда класса Для оценки апатитсодержащих руд Хибинского массива использовано моделирование данного процесса, путем формирования монослоя, составленного из набора кусков, выбранных случайным образом и сосредоточенных на поверхности транспортирующего устройства. За базовые элементы приняты результаты измерения интенсивности рентгенолюминесценции кусков крупностью -20+10мм. В качестве параметров сравнения определены:  𝑀 степень усреднения Суср = 𝑀𝑏 , 𝑘 где Mb – показатель контрастности, рассчитанный для объема с минимальной массой сортировочной порции; Mk – показатель контрастности, рассчитанный для объема с i - ой массой сортировочной порции; k – номер объема с i - ой массой порции;

74  эффективность порционной сортировки Э𝑐𝑜𝑝 = 𝛾 п/п 𝑘 𝛾 п/п 𝑏 где γb – выход пустых пород при покусковой сепарации; γk - выход пустых пород при мелкопорционной сортировке k-ого объема с i - ой массой порции. По результатам моделирования мелкопорционной сортировки руд этой крупности (рис.34) установлено значительное снижение ее эффективности уже в порции массой около 50 г за счет усреднения кускового материала. 14,0 2 0,9 1 0,8 12,0 10,0 0,7 0,6 8,0 0,5 6,0 0,4 0,3 4,0 Степень усреднения Эффективность сортировки 1,0 0,2 2,0 0,1 0,0 0,0 0 100 200 300 400 500 600 700 800 900 1000 Масса порции, г Рисунок 34 – Результаты моделирования мелкопорционной сортировки апатитсодержащих руд в зависимости от массы порции: 1 – степень усреднения, 2 – эффективность сортировки Таким образом, результатами исследований показано, что применение мелкопорционной сортировки для апатитсодержащих руд крупностью -20+10мм не обеспечивает удовлетворительных технологических показателей. С учетом того, что рудная масса крупностью менее 20мм значительно обогащена апатитом, по сравнению с исходной рудой содержание Р2О5 в ней составляет 16,45%, ее можно присоединить к рудному продукту предконцентрации. Особенности гранулометрического состава технологической пробы №1-ЛТП - высокий выход рудного отсева - 62,27% и, соответственно, низкий выход машинного класса – 37,73%, не характерные для апатитсодержащих руд Хибинского массива, обуславливают необходимость снижения сепарационной крупности до 10мм. В этом случае выход машинного класса составляет 45,77%.

75 Показатели рентгенолюминесцентного разделения апатитсодержащих руд месторождения «Олений Ручей» технологических проб №1-ЛТП и №2-ЛТП с присоединением к рудному продукту РЛ разделения рудного отсева приведены в таблице 25. Таблица 25 – Итоговые показатели рентгенолюминесцентного разделения апатитсодержащих руд технологических проб №1-ЛТП и №2-ЛТП Содержание, % Извлечение, % Р2О5 Al2O3 Р2О5 Al2O3 Технологическая проба №1-ЛТП 72,65 7,18 12,50 94,78 70,84 27,35 1,05 13,67 5,22 29,16 100,00 5,50 12,82 100,00 100,00 Технологическая проба №2-ЛТП 63,10 15,52 11,87 96,87 53,37 36,90 0,86 17,73 3,13 46,63 100,00 10,11 14,03 100,00 100,00 результаты показали, что при пороге рентгенолюминесцентного Продукты разделения Рудный продукт Породный продукт Исходная руда Рудный продукт Породный продукт Исходная руда Приведенные Выход, % разделения, соответствующем содержанию Р2О5 на уровне 2%, можно выделить около 30% пустых и слабоминерализованных пород содержанием 1,05% Р2О5 и 0,86% Р2О5. При этом содержание пятиокиси фосфора в пробах бедной и рядовой руды увеличивается в 1,3 и 1,5 раза, потери Р2О5 с породным продуктом предконцентрации составляют 5,22% и 3,13% для №1-ЛТП и №2-ЛТП соответственно. На основании результатов проведенных исследований предложена принципиальная технологическая схема предконцентрации апатитсодержащих руд месторождения «Олений Ручей» (рис.25). Возможность повышения качества добытой рудной массы посредством предконцентрации позволит оптимизировать процессы подготовки запасов к отбойке, непосредствено отбойки и выемки, исключив остановки по причине не востребованности отбитой рудной массы данного качества для процессов переработки, поиска оптимального сочетания величин потерь и разубоживания и т.п., что приведет к повышению техникоэкономических показателей работы предприятия.

76 Исходная руда выход, % содержание Р2О5, % содержание Al2О3, % 100% 10,04% 14,03% ГРОХОЧЕНИЕ -200+20мм -20мм 57,85% 5,38% 16,23% 42,5% 16,45% 11,02% РЕНТГЕНОЛЮМИНЕСЦЕНТНАЯ ПРЕДКОНЦЕНТРАЦИЯ Породный продукт Рудный продукт 36,90% 0,86% 17,73% 20,95% 13,65% 13,58% 63,10% 15,52% 11,87% Рисунок 35 – Принципиальная технологическая схема предконцентрации апатитсодержащих руд месторождения «Олений Ручей» (на примере технологической пробы №2-ЛТП) 3.3. Влияние процессов управления качеством руд на технологические показатели их переработки Для оценки положительного эффекта от использования сепарационного принципа управления качеством апатитсодержащих руд на технологические показатели последующих процессов их переработки проведены сравнительные исследования дробимости и измельчаемости исходной руды и руды, прошедшей предконцентрацию, их флотационной обогатимости. Кроме этого, изучена возможность использования крупнокусковых хвостов предконцентрации в качестве строительного материала.

77 3.3.1. Петрографическая характеристика продуктов рентгенолюминесцентного разделения Проведено петрографическое изучение фракций пород, выделенных методом РЛ сепарации на кусковом материале проб №1-ЛТП и №2-ЛТП, а также на кусках керна скважин №2232 и №2243 апатитсодержащей руды месторождения «Олений Ручей». В материале проб и скважин диагностированы следующие породы: уртиты полевошпатовые, ийолиты полевошпатовые, ийолит–уртиты средне- и мелкокристаллические, рисчорриты, хибиниты, ювиты, мельтейгиты, рудные агрегаты, с содержанием апатита от 10-15% до 35-45% (табл.2628). Таблица 26 - Состав крупнокусковой части апатитсодержащей руды пробы №1-ЛТП Рудные агрегаты Рудный продукт 40,24 33,0 24,8 14,8 1,8 0,0 Породный продукт 59,76 21,8 2,5 67,3 5,8 0,4 Итого 100 26,3 11,5 46,2 4,2 0,2 Таблица 27 - Состав крупнокусковой части апатитсодержащей руды пробы №2-ЛТП Хибиниты Ювиты Рисчорриты Ийолиты ПШ Выход, % Ийолит-уртиты среднекристаллические Продукты РЛ разделения Уртиты Содержание пород, мас. % 0,0 2,2 1,3 25,6 0,0 10,3 Ийолит-уртиты мелкокристаллические Ийолиты ПШ Мельтейгиты Ювиты - рисчорриты Хибиниты Рудные агрегаты Рудный продукт Породный продукт Итого Выход, % Ийолит-уртиты среднекристаллические Продукты РЛ разделения Уртиты Содержание пород, мас. % 36,21 63,79 100 25,0 37,8 33,4 13,4 44,9 34,0 2,4 4,8 4,0 0,2 0,8 0,6 2,7 5,8 4,7 0,7 4,2 3,0 0,0 1,7 1,1 55,6 0 19,3

78 Таблица 28 - Состав кернового материала скважин №2232 и №2243 Рудные агрегаты Мельтейгиты Йолит-уртиты Ювит Мельтейгиты Выход, % Ийолиты ПШ Продукты РЛ разделения Уртиты ПШ Содержание пород, % Скважина №2232 Рудный продукт 70,57 6,3 9,5 0,2 0,1 4,2 0,4 79,3 Породный продукт 29,43 6,0 42,0 3,0 21,1 22,7 5,2 0 Итого 100 6,2 19,1 1,0 6,3 9,6 1,8 56,0 Скважина №2243 Рудный продукт 81,8 7,3 2,6 0,9 2,6 0,6 86,0 Породный продукт 18,2 25,9 24,6 8,2 38,1 3,2 0 Итого 100 17,2 17,0 5,5 32,0 3,0 25,3 Из данных таблиц следует, что полученный породный продукт РЛ разделения аккумулирует в среднем 60÷64% пород ийолит-уртитового состава, не включает рудных агрегатов. В породную фракцию пробы №1-ЛТП практически полностью переходят хибиниты и ювиты, пробы №2-ЛТП – хибиниты, ювиты и рисчорриты, материала скважин - мельтейгиты и ювиты. Содержание рудных агрегатов в рудном продукте предконцентрации составляет от 25,6 до 55,6% для кускового материала бедных и рядовых руд, а доля ийолит-уртитовых пород снижается более чем в 1,8 раза по сравнению с кусковой частью исходной руды, для кернового материала – в 2,0 раза. Таким образом, результаты петрографического изучения продуктов предконцентрации подтвердили эффективность использования рентгенолюминесцентного метода для выделения из апатитсодержащих руд крупнокусковых хвостов. Удаление из исходной руды в процессе РЛ сепарации значительной части безапатитовых пород приводит к изменению минерального состава исследуемого сырья (табл.29).

79 Таблица 29 – Минеральный состав исходного сырья и рудного продукта предконцентрации Содержание, % вес №1-ЛТП №2-ЛТП Исходная Рудный продукт Исходная Рудный продукт руда предконцентрации руда предконцентрации Апатит 13,3 17,8 26,7 39,2 Нефелин 33 33 34,2 29 Полевые шпаты 7,5 8 8,9 8,4 Гидрослюды 1 0,8 0,4 0,3 Пироксены (с амфиболами) 28,7 24,1 20 14,9 Титанит (сфен) 9,3 9,6 4,6 4,2 Слюда* 2,3 2,7 0,8 0,6 Титаномагнетит 1,7 1,2 1,1 0,8 Ильменит 1 0,8 1,6 1,3 Лампрофиллит 1,6 1,5 0,8 0,6 Сульфиды сл сл 0,7 0,5 Прочие** 0,6 0,5 0,2 0,2 Сумма 100 100 100 100 *лепидомелан и биотит; **перовскит, энигматит, пирохлор Из таблицы 29 следует, что в процессе предконцентрации происходит не только Минералы увеличение в руде содержания апатита, но и снижение отношения количества кальцийсодержащих минералов (пироксенов и сфена) к апатиту в 1,5 раза для пробы №1-ЛТП и в 1,8 раза для пробы №2-ЛТП, что способствует повышению селективности процесса флотации [105]. 3.3.2. Влияние процесса предконцентрации на технологические показатели переработки руды 3.3.2.1. Дробимость и измельчаемость руды На материале технологической пробы рядовых апатитсодержащих руд (№2-ЛТП) выполнены сравнительные исследования по изучению дробимости и измельчаемости исходной руды, и прошедшей предконцентрацию. Для исследования дробимости выбрана наиболее предпочтительная методика [133], разработанная в институте «Механобр», в которой показатели дробимости исследуемой руды в промышленных условиях оценивают без привязки к определенному типу дробильного оборудования. В качестве критерия дробимости принят индекс чистой работы дробления Wi, который определяется из соотношения между энергией, затраченной на дробление, и результатами сокращения крупности руды [129]:

80 𝑁 − 𝑁0 10𝑊𝑖 = 𝑄 𝐹80 𝐹80 −1 𝑃80 где N – мощность, потребляемая на дробление при работе дробилки под нагрузкой, кВт; N0 – мощность холостого хода дробилки, кВт; Q– производительность дробилки, т/ч; Wi – «индекс чистой работы дробления», (кВтч/т)мкм0,5; F80 и P80 – размеры квадратных отверстий сит, через которые соответственно проходит 80% питания и разгрузки дробилки, мкм. Требуемые для расчета показатели определялись по результатам дробления в лабораторной щековой дробилке ДЛЩ 80×150 в условиях заполненного рабочего пространства при одновременной записи потребляемой энергии. В дробилку подавался предварительно раздробленный материал руды широкого диапазона крупности массой около 100кг, из которого были удалены классы меньше ширины выходной щели 5мм. Питание дробилки и ее разгрузка подвергались ситовому анализу на ситах с квадратными отверстиями, по результатам которого графическим способом оценивались параметры F80 и P80. Удельный расход полезной энергии дробления для исходной руды составил 0,50 кВтч/т, для рудного продукта предконцентрации– 0,28 кВтч/т, т.е. величина энергии, затраченной на дробление 1 тонны обогащенной руды, снижается в 1,8 раза. Величина индекса чистой работы дробления для рудного продукта предконцентрации в 1,6 раза ниже по сравнению с исходной, и составляет соответственно 7,34 кВт∙ч т мкм0,5 и 11,98 кВт∙ч т мкм0,5 . Исследование измельчаемости проводилось с использованием методики Ф.Бонда [134]. Методика основана на определении измельчаемости материалов по «индексу чистой работы» Wi, равному расходу электроэнергии на измельчение 907 кг исследуемого материала (бесконечной крупности) в шаровой мельнице сливного типа диаметром 2440мм до крупности 80% класса минус 0,1мм и определяемому по результатам сухого измельчения в лабораторных мельницах. Испытания по определению измельчаемости выполнялись в мельнице периодического действия D×L = 305×205мм с гладкой футеровкой, работающей с частотой вращения барабана 62мин-1. Полная шаровая загрузка состояла из 27 шаров диаметром 38мм, 57 шаров диаметром 25мм и 201 шара диаметром 19мм. Объем исходной навески составлял 0,7дм3. Измельчение велось при имитации замкнутого цикла при циркуляционной нагрузке 250%. Опыты проводились в течение достаточного количества циклов до стабилизации процесса измельчения, характеризуемой постоянством циркулирующей нагрузки. В соответствии с методикой Ф.Бонда, во время измельчения контролировалось постоянство величины мощности, потребляемой мельницей.

81 «Индекс чистой работы» рассчитывался по эмпирической формуле [134]: 𝐸 𝐹80 𝑊𝑖 = 𝐹80 10 кВт∙ч где Wi – «индекс чистой работы», т 𝑃80 −1 мкм0,5 ; Е – затраты полезной энергии дробления 1 т исходного питания; F80 и P80 – размеры квадратных отверстий сит, через которые проходит 80% исходного питания и готового продукта, мкм. По результатам проведенных исследований показано, что величина индекса чистой кВт∙ч работы измельчения равна 32,52 т мкм0,5 и 31,01 кВт∙ч т мкм0,5 для исходной руды и рудного продукта предконцентрации соответственно. Это свидетельствует о снижении на 5% энергозатрат при измельчении предварительно обогащенной руды. Таким образом, в результате проведенных сравнительных исследований получены следующие понижающие коэффициенты для переработки руды, прошедшей предконцентрацию: W об 7,34  при дроблении i кдр = W исх = 11,98 = 0,6;  при измельчении i киз = W исх = 32,52 = 0,95. i W об 31,01 i С учетом сокращения количества рудной массы, поступающей на переработку, снижение энергозатрат в дробильном и измельчительном переделах составляет 64 % и 40 % соответственно. 3.3.2.2. Флотационное обогащение руды Для оценки апатитсодержащих влияния руд на сепарационного результаты их принципа управления качеством последующего обогащения, выполнены сравнительные лабораторные исследования по флотации исходной руды и руды, прошедшей предконцентрацию. По результатам предварительных исследований установлена оптимальная крупность питания флотации апатит-нефелиновых руд, содержащего около 20% класса +0,16 мм при которой достигается наибольшее извлечение Р2О5 в черновой концентрат. Это согласуется с данными минералогических исследований, показывающими, что при этой крупности апатит на 98% представлен раскрытыми зернами. Моделирование процесса обогащения исходной руды и рудного продукта предконцентрации в условиях непрерывного процесса осуществлялось путем ее флотации в

82 замкнутом цикле. Флотация бедных руд выполнена с использованием трех перечисток, рядовых руд - двух. Набор реагентов соответствовал фабричному. Основные результаты сравнительных флотационных исследований по обогащению исходных апатитсодержащих руд месторождения «Олений Ручей» и прошедших предконцентрацию представлены в таблицах 30 и 31. Таблица 30 - Сравнительные показатели флотации исходной бедной апатитсодержащей руды и руды, прошедшей предконцентрацию Наименование продукта Выход от Выход от Содержание, % Извлечение от руды, % операции, % руды, % P2O5 Al2O3общ. P2O5 Al2O3общ. Флотация исходной руды Концентрат 11,25 11,25 39,69 0,37 84,68 0,33 Хвосты флотации 88,75 88,75 0,91 14,19 15,32 99,67 Исходная руда 100,00 100,00 5,27 12,64 100,00 100,00 Флотация рудного продукта предконцентрации Концентрат 15,66 11,38 40,17 0,30 84,69 0,27 Хвосты флотации 84,34 61,27 0,88 14,67 9,99 70,44 Хвосты кусковые 27,35 1,05 13,67 5,32 29,29 Исходная руда 100,00 5,40 12,76 100,00 100,00 Таблица 31 - Сравнительные показатели флотации исходной рядовой апатитсодержащей руды и руды, прошедшей предконцентрацию Наименование продукта Выход от Выход от Содержание, % Извлечение от руды, % операции, % руды, % P2O5 Al2O3общ. P2O5 Al2O3общ. Флотация исходной руды Концентрат 25,69 25,69 39,75 0,38 95,82 0,72 Хвосты флотации 74,31 74,31 0,60 18,01 4,18 99,28 Исходная руда 100,00 100,00 10,66 13,48 100,00 100,00 Флотация рудного продукта предконцентрации Концентрат 38,56 24,33 40,49 0,36 94,36 0,64 Хвосты флотации 61,44 38,77 0,77 18,36 2,86 51,77 Хвосты кусковые 36,90 0,86 17,73 3,04 47,59 Исходная руда 100,00 10,44 13,75 100,00 100,00 При переработке руды, прошедшей предконцентрацию, достигнуты более высокие технологические показатели за счет увеличения содержания в руде апатита и снижения отношения содержаний темноцветных минералов к апатиту более чем в 1,5 раза, способствующего повышению селективности процесса апатитовой флотации [105]. При этом получен концентрат с более высоким содержанием P2O5: для бедной руды 40,17 % против 39,69% при флотации исходной руды, рядовой - 40,49% и 39,75% соответственно. При этом выход апатитового концентрата в расчете на 1т руды увеличился на 39,2% и на 50,1% для бедной и рядовой руды соответственно. В обоих случаях получены хвосты флотации с низким содержанием P2O5: для бедной - 0,91% и 0,88%, для рядовой - 0,60% и 0,77%, соответственно при флотации исходной и предварительно обогащенной руды. Выход тонкоизмельченных

83 хвостов при флотации предварительно обогащенной бедной руды снижается на 30,96%, для рядовой руды - на 47,83% по сравнению с результатами флотации исходной руды. Таким образом, переработка руды, прошедшей предконцентрацию, способствует сокращению энерго- и материальных затрат на дробильно-измельчительном и флотационном переделах. Уменьшение количества хвостов флотации приводит к значительному снижению объемов перекачиваемой пульпы в хвостохранилище, сокращению площадей хвостохранилищ и, соответственно, расходов на этих переделах. Сокращение площадей хвостохранилищ, в свою очередь, способствует снижению их негативного воздействия на окружающую среду за счет уменьшения пылеобразования и проникновения в почву и водоемы тонкодисперсного материала и реагентов. Оценка комплексной переработки апатитсодержащей руды с включением в систему управления качеством операции предконцентрации приведена в приложении 4. Полученные результаты свидетельствуют титаномагнетитовый, о сфеновый, том, что эгириновый) объемы концентратов позволят удовлетворить (нефелиновый, потребностям потребителей. 3.3.3. Характеристика породного продукта предконцентрации Изучение породного продукта РЛ разделения апатитсодержащей руды месторождения «Олений Ручей» на соответствие требованиям ГОСТ 8267-93 «Щебень и гравий из плотных горных пород для строительных работ. Технические условия» проведено в «Испытательной лаборатории строительных горных пород» Федерального государственного бюджетного учреждения высшего профессионального образования «Петрозаводский Государственный Университет». Основными показателями качества щебня (физико-механические свойства) являются: зерновой состав, содержание зерен пластинчатой и игольчатой формы, содержание зерен слабых пород, прочность, морозостойкость, истираемость, содержание пылевидных и глинистых частиц, наличие вредных компонентов и примесей, сопротивлению ударным нагрузкам, устойчивости структуры против распадов. Результаты испытаний щебня, полученного из породного продукта процесса разделения апатитсодержащей руды месторождения «Олений Ручей» (табл.32) показали соответствие требованиям строительной промышленности (ГОСТ 8267-93).

84 Таблица 32 - Результаты испытаний щебня, полученного из породного продукта рентгенолюминесцентного разделения апатитсодержащей руды месторождения «Олений Ручей» [135] № Показатели 1 Зерновой состав - полные остатки, %, на ситах с размерами: 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 14 1,25D D 0,5(D+d) D Значения показателей для Соответствие фракций щебня требованиям ГОСТ 8267-93 5-10 мм 10-20 мм 20-40 мм 0 0 0 Соответствует (п.4.2.2) 23,5 2,6 5,1 61,8 57,2 52,0 96,7 98,4 98,0 2,9 Не нормируется 2,74 2,86 2.87 Соответствует 3,4 0,4 0,2 Не нормируется 5,5 1,4 1,0 Не нормируется 25,0 23,8 13,7 Соответствует (п.4.3.2) Истинная плотность, г/см3 Средняя плотность, г/см3 Водопоглощение,% Пористость, % Содержание зерен пластинчатой и игловатой формы, % Содержание зерен слабых пород в щебне, % Нет Нет Нет Соответствует (п.4.5) Содержание пылевидных и глинистых частиц, % 0,18 0,17 0,05 Соответствует (п.4.7) Марка щебня по прочности / потеря массы, % 1200/15,3 1200/12,7 1200/14,4 Соответствует (п.4.4.2) Марка по истираемости / потеря массы, % И2/26,9 И1/21,1 И2/24,4 Соответствует (п.4.4.3) Марка по морозостойкости F15 F50 F50 Соответствует (п.4.6.2) Сопротивление удару (потеря массы при 7,2 Соответствует испытании), % Устойчивость структуры против распадов 2,6 1,5 1,0 Соответствует Содержание вредных примесей (нефелин),% 50% (полуколичественное Не соответствует для определение) бетонных смесей Применения породного продукта предконцентрации для строительных работ может осуществляться по следующим направлениям:  для устройства оснований капитальных покрытий дорог в любых климатических условиях;  для устройства покрытий и оснований пешеходных дорог (тротуаров) и площадок в любых климатических условиях;  для нижних слоев дорожных покрытий трасс с малой интенсивностью движения в любых климатических условиях;  для устройства подготовки фундаментов из уплотненного щебня при возведении фундаментов вспомогательных, технических или подсобных зданий;  в ландшафтных работах и при благоустройстве территорий. Низкая морозостойкость и высокое содержание нефелина ограничивает применение щебня из отходов предконцентрации для устройства однослойных покрытий, а также верхних и нижних слоев двухслойных покрытий дорог в районах со среднемесячной температурой самого холодного месяца ниже -15оС и в качестве инертного заполнителя бетонов, используемых в промышленном и гражданском строительстве соответственно.

85 Таким образом, проведенными исследованиями показано, что включение передела предконцентрации с систему управления качеством добываемых руд позволяет, за счет вывода части пустых и слабоминерализованных пород, создать технологию, повышающую эффективность процессов дробления, измельчения и флотации, а также снижающую негативное воздействие на экологию территорий в районе горно-обогатительного комплекса. На рисунке 36 представлена схема получения апатитового концентрата с включением в систему формирования качества рудной массы перед процессами обогащения рентгенолюминесцентной сепарации. Рисунок 36 - Схема получения апатитового концентрата с включением в систему формирования качества рудной массы перед процессами обогащения рентгенолюминесцентной сепарации

86 3.4. Формирование качества рудных продуктов предконцентрации 3.4.1. Стабилизация качества рудных продуктов предконцентрации Немаловажным преимуществом разделительного способа формирования качества добываемых руд, с использованием радиометрических методов является возможность непрерывного (в режиме реального времени) контроля качественных характеристик рудопотока. Такая информация позволяет не только отслеживать работу сепаратора, регулируя параметры его работы, но и влиять на дальнейшие технологические операции. На рисунке 37 показаны регистрируемые сигналы от кусков при их прохождении через зону возбуждения и регистрации. Красной линией на рисунке отмечен порог разделения, соответствующий содержанию 2% Р2О5. 3000 2500 Сигнал, мВ 2000 порог разделения 1500 1000 500 0 Рисунок 37 – Сигналы от кусков при их прохождении через зону возбуждения и регистрации Получаемая предконцентрацию, оперативная позволяет информация оценивать о качестве необходимость рудной массы, дальнейших прошедшей действий по формированию рудопотока, например, необходимость использования режима усреднения для обеспечения технологических процессов рудной массой стабильного качества. Технология реализации процессов усреднения с целью стабилизации рудопотока в большей мере определяется получением экономического эффекта и возможностями горных предприятий, а, именно, наличием площадей для строительства усреднительных сооружений. При их отсутствии снижение размаха колебаний качества предполагается осуществлять посредствам формирования системы разнокачественных накопительных бункеров. Подобный

87 способ стабилизации качества рудопотока в режиме усреднения осуществляется путем перераспределения единичных порций руды, в соответствии с содержанием в них полезного компонента (рис.38). За единичный объем усреднения принимается накопительный бункер рудного продукта сепарации каждого устройства. Оснащение сортовых накопительных бункеров дозаторами для регулирования объемов выпуска позволит снизить амплитуду колебаний качества до оптимального уровня, обеспечив последующие технологические операции минеральным сырьем стабильного состава. Расчет содержания Р2О5 в единичном накопительном бункере Определение № сортового бункера под разгрузку по содержанию Р2О5 (Р2О5 - Р2О5 регл.) ≤1 Обогатительная фабрика Р2О5 ≥15 Сортовой бункер №1 Р2О5 ≥10 Сортовой бункер №2 Р2О5 ≥7 Сортовой бункер №4 Сортовой бункер №3 Рисунок 38 – Схема формирования сортовых бункеров Формирование сортового накопительного склада будет реализовываться по той же схеме: единичный объем усреднения направляется в соответствующий сортовой участок склада и отгружается оттуда в нужном объеме. 3.4.2. Формирование усреднительного склада На основе разработанного алгоритма (рис.21) создан программный модуль «Управление качеством руд», реализованный в среде Delphi, обеспечивающий информационную поддержку принятия технологических решений на этапе оперативного формирования качества рудопотока. Расчет входных параметров (содержание полезного компонента с, распределение полезного компонента по месторождению М, наличие включений пустых пород в контурах рассматриваемого объема N) для формирования заданного качества рудопотока осуществляется по импортированным данным текстовых и табличных документов, в том числе созданных в различных программных комплексах (например, MineFrame). Условия, накладываемые горноперерабатывающим предприятием, отображаются в виде регламентируемых значений минимального содержания ПК и содержания ПК в питании перерабатывающего производства.

88 На рисунке 39 представлен первый экран программного модуля: в левой части - входные параметры, в правой части - результат первого этапа формирования качества анализируемых объемов - «Определение типо-сортов руды». Распределение объемов руды осуществляется по четырем направлениям: «Предконцентрация», «Обогатительная фабрика», «Усреднительный склад» и «Отвал». Объемы, удовлетворяющие условию с = регламентируемое содержание ПК направляются на обогатительную фабрику. При входных параметрах соответствующих условиям системы с ≠ регламентируемое содержание ПК, с > минимальное содержание ПК , 𝑁 = 1, 𝑀 ≤ 0,4, заполняется блок «Усреднительный склад», формирование блока «Предконцентрация» осуществляется для объемов, удовлетворяющих условиям с ≠ регламентируемое содержание ПК, с > минимальное содержания ПК , . 𝑁 ≠ 1, 𝑀 > 0,4, Объемы с содержанием ПК ниже или равного минимальному (с ≤ минимальное содержание ПК) направляются в блок «Отвал». Рисунок 39 – Диалоговое окно «Классификация руды»

89 Таким образом, выделив из всего объема руды части, не требующие рудоподготовительных операций («Обогатительная фабрика» и «Отвал»), поэтапно реализуется формирование рудопотоков с использованием разделительного («Предконцентрация») и усреднительного («Усреднительный склад») принципов управления качеством руд. При условии наличия объемов руды, содержащих часть пустых пород (рудной массы с содержанием ПК ниже минимального), осуществляем операцию предконцентрации. Результатом разделения (1) является два продукта: обогащенный и отвальный (рис.40). Отвальный продукт направляется в отвал или может использоваться в качестве строительного материала. Обогащенный продукт перемещается в блок «Обогатительная фабрика» или блок «Усреднительный склад» (2). 1 2 Рисунок 40 – Диалоговое окно «Результаты предконцентрации» В случае неудовлетворительных результатов процесса разделения, отсутствия возможности реализации предконцентрации или других причин, руда может быть направлена на усреднительный склад, вне зависимости от ее характеристик. Модель усреднительного склада отражает основные свойства складов шевронного типа (рис.41), формирование которых осуществляется с использованием укладчиков, совершающих возвратно-поступательные движения по центральной линии штабеля. Шевронный способ представляет собой штабелирование большого числа слоев поверх друг друга, имеющих

90 убывающую толщину. Регулирование толщины слоя обеспечивается за счет изменения скорости движения сбрасывающей установки. а) б) Рисунок 41 – Схема формирования а) продольного и б) кругового усреднительного склада шевронного типа Недостаток применения шевронного способа для формирования штабеля (сегрегация материала – мелкие фракции остаются в центральной части штабеля, а крупные ссыпаются вниз) минимизируется использованием оборудованием типа усреднитель (рис.42). торцевого способа выемки, предпочтительно

91 Рисунок 42 – Разгрузка склада с использованием разгрузочного оборудования типа «Усреднитель» Исходные данные для формирования усреднительного склада, обусловленные возможностями и режимом работы обогатительной фабрики, задаются пользователем (рис.43). На основе методики [136] рассчитываются геометрические параметры штабеля – ширина, длина, высота, а также величина единичной порции усреднения. По умолчанию она принята равной объему, формирующему один погонный метр слоя штабеля. Для изменения пользователем величины единичного объема усреднения необходимо активировать режим ручного ввода – возможности внесения изменений. Важно отметить, что новое значение единичной порции усреднения должны быть кратно объему одного слоя штабеля. Дальнейший процесс стабилизации качества рудопотока оперирует набором данных, представленных определенным количеством единичных порций, характеризующих качество руды в каждом исследуемом объеме.

92 Рисунок 43 – Диалоговое окно «Параметры усреднительного склада» В качестве критерия для оценки результата формирования качества рудопотока, направляемого на обогатительную фабрику, принята величина отклонения содержания основного полезного компонента от регламентируемого уровня. Его значение определяется из условия достижения максимальной эффективности процессов переработки – обеспечения оптимальных технологических показателей и минимальных экологических последствий. По умолчанию заложена величина, равная 1. Для определения очередности смешивания единичных порций используется один их математических методов исследования операций - линейное программирование. Формирование последовательности смешивания единичных порций сводится к решению задачи поиска оптимальных решений. В качестве критерия оптимальности использована величина отклонения содержания основного полезного компонента от регламентируемого уровня. Решением данной задачи является набор единичных порций, расположенных в определенной последовательности, обеспечивающей создание рудопотока заданного качества. Полученные результаты формирования усреднительного штабеля (рис.44) отображаются в виде графиков: поперечного и продольного срезов сечения штабеля, а также в табличном представлении. Поперечный среза иллюстрирует номера проб, формирующих содержание в

93 каждом слое штабеля, его среднее значение в каждом погонном метре склада, продольный очередность загрузки штабеля, номер в каждой ячейке соответствует номеру добычного забоя. Рисунок 44- Результат формирования усреднительного склада Формирование регламентируемого качества питания процессов обогащения достигается за счет  регулирования направлений движения транспортных потоков,  применения процесса предконцентрации руды,  определения очередности разгрузки единичных порций руды, при формировании усреднительного штабеля. Представленный программный модуль «Управление качеством руды» позволяет автоматизировать этап предварительной оценки по выбору способов формирования заданного содержания ПК в рудопотоке, направляемого на переработку, на этапе оперативного планирования, визуализировать полученный результат. Таким образом, проведенными исследованиями показана необходимость особого внимания к процессам формирования качества рудопотока, управление которыми позволит оптимизировать процессы добычи, повысить эффективность процессов переработки и, что немаловажно, снизить негативное воздействие ГОКа на прилегающую территорию. 3.5. Управление качеством руд на примере отработки месторождения «Олений Ручей» Известно, что общие потери полезных ископаемых при их извлечении из недр могут составлять более 50% геологических запасов. Не меньшие резервы кроются и в сокращении разубоживания добываемого полезного ископаемого породой. Сокращение потерь и

94 разубоживания позволяет обеспечить значительный прирост годовой прибыли. [137], снижение которых возможно достичь при использовании селективной системы отработки запасов полезного ископаемого [138], обеспечивающей более тщательное выполнение горнодобычных работ за счет корректировок производственных процессов, способствующих как их усложнению, так и удорожанию. В работе [139] представлена оценка применения селективного способа отработки запасов апатитсодержащих руд месторождения «Олений Ручей». Деление на подуступы при отработке сложно структурных контактов, более точное оконтуривание блоков при уменьшении их длины позволяет достичь снижения показателей потерь и разубоживания в 1,5-2 раза. Однако, такая двухстадиальная выемка с уменьшенными параметрами выемочных контуров, может не дать ожидаемого результата. В процессе горных работ вокруг контуров выемки образуется слой из смеси руды с засоряющими горными породами, толщина которого зависит от параметров отбойки и выемки, а соответственно и от технических характеристик бурового и выемочного оборудования. Для этого необходимо более тщательное выполнение в приконтактной зоне залежи производственных процессов отбойки и выемки, с тем чтобы уменьшить толщину смешивания. Точность оконтуривания достигается за счет использования буровых станков, способных бурить наклонные скважины, в том числе уменьшенного диаметра [137]. Рентабельность применения высокопроизводительных валовых технологий отработки запасов, характеризующихся более высокими значениями потерь и разубоживания, обуславливается включением в технологическую схему работы ГОКа, между карьером и обогатительной фабрикой, связующего звена, которым является процесс управления качеством добытой рудной массы, реализуемый посредством еѐ предконцентрации и усреднения. Валовая технология отработки позволяет наиболее полно извлекать запасы полезного ископаемого из недр, а также обеспечивать номинальную производительность и высокую степень использования производственной техники. Результатом применения процессов формирования качества добытой рудной массы станет не только повышение содержания полезного компонента и снижение колебаний в отбитой рудной массе, но и изменение оптимальных экономически выгодных значений потерь и разубоживания. На примере формирования качества рудопотоков, поступающих из двух добычных забоев карьера «Олений Ручей», показана возможность применения разделительных и усреднительных принципов управления качеством. Добычные забои расположены в юго-западной части карьера на горизонте +375м (рис.45).

95 С Рисунок 45 – Расположение добычных забоев №1 и №2 на плане карьера Олений Ручей на период отработки (октябрь 2013 г.) Количественная оценка объемов и качества руды этих добычных блоков с использованием возможностей программного комплекса MineFrame показала включение в их контур значительной части вмещающих пород - 64,4% и 75,2% для добычных блоков №1 и №2, соответственно (табл.33), без учета пустых и слабоминерализованных пород в рудном теле. Таблица 33 - Объемные и качественные характеристики добычных блоков Наименование добычного блока Добычной блок №1 Добычной блок №2 Содержание Р2О5, % Объем, м3 Содержание Р2О5, % Объем, м3 Апатитсодержащая руда 12,57 20541,30 20,65 17570,07 Вмещающие породы 1,25 37180,06 1,25 49707,92 Итого 4,44 57722,23 5,47 66147,99 Существующий способ отработки таких блоков подразумевает использование селективной отбойки и выемки, реализуемой с использованием взрывоселекции (перемещение руды и породы под действием взрыва в разные участки навала) и регулярных осмотров рудной массы в навале геологической службой рудника. Необходимо отметить, что точность такого разделения в большей мере зависит от человеческого фактора.

96 Моделирование селективной отработки в программном комплексе MineFrame позволило сформировать сортовые участки: одни представлены апатитсодержащими рудами с включениями вмещающих пород, другие сложены исключительно вмещающими породами. Границы участков проходят по плоскостям максимально приближенным к контактам рудного тела в нижней (+375,00м) и верхней площадках уступа (390,00м) (рис.46). Объемные и качественные характеристики этих участков представлены в таблице 34. Рисунок 46 – Схема планирования добычных работ, с учетом качественных характеристик отрабатываемых блоков Реализация селективного способа отработки позволяет повысить содержание пятиокиси фосфора в добычном блоке №1 с 4,53% до 7,17% Р2О5, и с 5,47% до 9,77% Р2О5 в добычном блоке №2. Однако достигнутое увеличение содержания Р2О5 в рудопотоках не удовлетворяет требованиям обогатительной фабрики.

97 Таблица 34 - Объемные и качественные характеристики участков добычных блоков Апатитсодержащая руда Вмещающие породы Итого Апатитсодержащая руда Вмещающие породы Итого Итого Итого (селективная выемка) Рассмотрим вариант Добычной блок №1 Добычной блок №2 Объем Объем Содержание Содержание Р2О5, % Р2О5, % м3 % м3 % Участок 1 (рудный) Участок 1 (рудный) 10,56 25096,80 67,86 20,69 17368,58 47,20 1,25 11888,67 32,14 1,25 19430,79 52,80 7,17 36985,47 100 9,77 36799,38 100 Участок 2 (породный) Участок 2 (породный) 2,04 37,40 0,13 1,25 20754,08 100 1,25 29506,63 99,87 1,25 20754,08 100 1,25 29544,03 100 4,53 57739,58 100 5,47 66343,41 100 7,17 36985,47 64,06 9,77 36799,38 55,47 использования валовой технологии отработки запасов с последующей предконцентрацией, осуществляемой посредством рентгенолюминесцентной сепарации. Предварительная оценка, применения которой, для добытой рудной массы добычных блоков №1 и №2, подтвердила целесообразность ее использования. Процесс формирования качества рудной массы добычного блока №2 реализуется аналогично добычному блоку №1. В результате формирования качества рудопотока, посредством предконцентрации получены следующие характеристики: - объем рудопотока 1 (добычной блок №1) с содержанием Р2О5 10,56% составляет 25096,80 м3 или 43,47% от объема отбитой рудной массы; - объем рудопотока 2 (добычной блок №2) с содержанием Р2О5 20,69% – 17368,58 м3или 26,18%. Качество руды, сформированной из рудной массы добычных блоков №1 и №2, повысилось в 2,3 и 3,8 раза соответственно. Для выполнения требований к качеству питания процессов переработки - содержания Р2О5 на уровне 13%, необходима их стабилизация в режиме усреднения, путем объединения всего объема рудопотока 1 и 46% от объема рудопотока 2.

98 Рудная масса добычного блока №1 нет да 𝑎−𝑐 ≤ 𝛿 нет да 𝑎−𝑐 >𝛿 да нет α>θ нет да М<0,4 Отвал да нет N=1 Строительный материал Закладочный материал Предконцентрация Породный продукт РУдный продукт да нет 𝑎−𝑐 ≤ 𝛿 Обогатительная фабрика Усреднение Рисунок 47 – Алгоритм управления качеством руды из добычных блоков №1 и №2 Формирование качества добытой рудной массы может осуществляться как в карьере, так и на промплощадке ГОКа (рис.48). а) б) КАРЬЕР УПРАВЛЕНИЕ КАЧЕСТВОМ РУДЫ ОБОГАТИТЕЛЬНАЯ ФАБРИКА в) КАРЬЕР УПРАВЛЕНИЕ КАЧЕСТВОМ РУДЫ ОБОГАТИТЕЛЬНАЯ ФАБРИКА КАРЬЕР УПРАВЛЕНИЕ КАЧЕСТВОМ РУДЫ ОБОГАТИТЕЛЬНАЯ ФАБРИКА Рисунок 48 – Варианты расположения связующего звена между карьером и обогатительной фабрикой: а) управление качеством в карьере, б) управление качеством на промплощадке ГОКа, в) управление качеством в карьере и на промплощадке ГОКа Оптимальный вариант, позволяющий наиболее эффективно осуществлять процесс управления качеством добытой руды, предполагает вариант с расположением сепарационного

99 комплекса в районе накопительного склада (рис.49). Такой вариант размещения сепарационного комплекса позволяет сократить затраты на транспортировку руды и породы, использовать накопительный склад в качестве усреднительного сооружения с формированием сортовых областей склада, обеспечивая регламентируемый показатель качества на уровне 12-13 % Р2О5. Рисунок 49 – Фрагмент плана отработки запасов верхнего яруса месторождения «Олений Ручей» [140]

100 ВЫВОДЫ ПО ГЛАВЕ 3 1. Оценка результатов детальных исследований распределения полезного компонента по месторождению «Олений Ручей» показала целесообразность использования процесса предконцентрации апатитсодержащих руд, как элемента системы управления качеством рудопотока. 2. Применение разработанного алгоритма управления качеством руд, на основе априорной информации и результатов детальных исследований распределения ПК по месторождению, позволило определить необходимые технологические решения, направленные на формирование заданного качества рудной массы, поступающей на переработку. 3. Подтверждена эффективность реализации процесса разделения для апатитсодержащих руд месторождения «Олений Ручей» с использованием рентгенолюминесцентного метода, доказана эффективность применения покусковой рентгенолюминесцентой сепарации апатитсодержащих руд крупностью более 20мм и нерациональность включения в состав комплексной рудоподготовки мелкопорционной сортировки более мелкого материала. 4. Анализ материала керновых проб разведочных скважин месторождения «Олений Ручей» показал наличие не менее 12% включений пустых и слабоминерализованных пород в контурах рудных интервалов, количество которых с учетом проектного разубоживания увеличивается до 29%. 5. Установлено, что достоверность информации о распределении полезного компонента в исследуемом объеме месторождения, обеспечивающая снижение затрат на получение апатитового концентрата за счет рационального сочетания принципов оперативного управления качеством, достигается снижением шага дискретности скважинного опробования. 6. В результате реализации процесса предконцентрации рядовых апатитсодержащих руд месторождения «Олений Ручей» выделено 36,9% пустых и слабоминерализованных пород с содержанием Р2О5 равном 0,86%; при этом содержание Р2О5 в рудном продукте предконцентрации повышается в 1,5 раза, а потери составят 3,13%. 7. Предложена принципиальная технологическая схема предконцентрации апатитсодержащих руд месторождения «Олений Ручей». 8. По результатам минералого-технологических исследований установлено снижение в 1,3 раза крепости рудного продукта предконцентрации и увеличение в 1,8 раза количества апатита по отношению к другим кальцийсодержащими минералами. 9. По результатам сравнительных исследований дробимости и измельчаемости исходной руды и рудного продукта предконцентрации установлено, что энергозатраты при дроблении 1т

101 руды снижаются на 40%, а при измельчении на 5%. С учетом сокращения количества рудной массы, поступающей на переработку, снижение энергозатрат в дробильно-измельчительных переделах составляет 64 % и 40 % соответственно. 10. Сравнительными исследованиями флотационного обогащения исходной руды и прошедшей предконцентрацию установлено, что выход апатитового концентрата в расчете на 1т руды, поступающей на переработку, увеличивается на 39,2% и на 50,1% для бедной и рядовой руды соответственно. 11. Сокращение объема хвостов апатитовой флотации, почти в 2 раза, способствует уменьшению затрат на их гидротранспортирование и обслуживание хвостохранилищ, снижению техногенного воздействия на окружающую среду при условии сохранения на прежнем уровне объемов добычи. 12. Показана возможность вторичного использования отсортированных в процессе предконцентрации пород в качестве строительного щебня по нескольким направлениям, что позволит обеспечить снижение техногенной нагрузки. 13. Предложен вариант стабилизации качества рудопотока в режиме усреднения, в отсутствии площадей для строительства усреднительного склада, осуществляемый за счет перераспределения единичных порций усреднения в сортовые бункера, оснащенные дозаторами. 14. Разработан программный модуль «Управление качеством руды», позволяющий автоматизировать предварительную оценку по выбору способов формирования заданного содержания полезного компонента в рудопотоке на этапе оперативного планирования и визуализировать полученный результат.

102 4. УКРУПНЕННАЯ ЭКОНОМИЧЕСКАЯ ОЦЕНКА ФОРМИРОВАНИЯ КАЧЕСТВА РУДОПОТОКА Оценка экономической эффективности включения технологии предконцентрации в систему управления качеством апатитсодержащих руд ГОК «Олений Ручей» (АО «СЗФК») показана на примере ее реализации с использованием сепарационного оборудования фирмы ООО «ЭГОНТ» (г. Санкт-Петербург). Основные технологические характеристики сепарационного оборудования представлены в таблице 35. Таблица 35 – Основные технологические характеристики люминесцентных сепараторов № 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 Единицы Значения измерения показателей крупность кусков мм –70 +10 средняя производительность –70+50 мм т/ч 30 сепаратора –50+30 мм т/ч 30 –30+20 мм т/ч 30 –20+10 мм т/ч 8 количество каналов в сепараторе ед. 8 количество кусков на 1 канал, не более ед./сек 50 количество кусков, –70+20 мм ед./сек 400 обрабатываемых сепаратором –20+10 мм ед./сек 400 извлечение полезных кусков за -70+20 мм % 97 операцию, не менее -20+10 мм % 96 3 расход сжатого воздуха на 1 т концентрата, не более м 25 время включения в работу, не более мин. 2 время непрерывной работы максимальное ч/сутки 24 среднее ч/сутки 22 степень автоматизации – автомат потребляемая мощность кВт/ч 1,2 габаритные размеры, l×b×h сепаратора м 1,97×1,22×1,55 стойки управления м 0,6×0,6×1,9 масса сепаратора т 1,2 стойки управления т 0,2 Оценка производительности сепарационного комплекса (СК), количество входящего в Наименование показателей его состав оборудования произведена с учетом годовой производительности карьера «Олений Ручей» равной 4 млн.т. Для повышения качества процесса разделения необходимо обеспечить модуль крупности кускового материала не более 2. Следовательно, процесс разделения реализуется в трех диапазонах крупности: -70+50 мм, -50+30 мм и -30+20 мм. При часовой производительности корпуса среднего дробления (КСД) 600 т/ч выход руды сепарационного класса крупности [141] составит 73% (438 т/ч). Следовательно, для сепарации рудной массы крупностью -70+50 мм с производительностью 162т/ч потребуется 6 единиц оборудования, на

103 крупности -50+30 мм с производительностью 174т/ч - 6 единиц и на крупности -30+20 мм с производительностью 102т/ч – 4 единицы, с учетом необходимого резерва (10%) количество сепараторов составит 19 единиц. Необходимо отметить, что фирмой-производителем ООО «ЭГОНТ» рассмотрен вариант размещения технологических линий сепараторов, т.е. комплекта узлов, обеспечивающего подачу, контроль и отделение кусков или порций, в морских 40-фунтовых контейнерах (габариты стандартного 40-фунтового морского контейнера: 12,19м×2,44м×2,59м) по 16 технологических линий в одном контейнере, что заменяет 8 сепараторов. Размещение технологических линий в морском контейнере показано на рисунке 50 [37]. Применение морских контейнеров вместо корпусов сепараторов снижает стоимость оборудования и его упаковки, занимаемую производственную площадь, повышает ремонтопригодность и заводскую готовность оборудования к монтажу на месте использования. Также, с целью снижения издержек по подводу руды к контейнерам и на отвод продуктов сепарации, контейнеры могут быть изготовлены с правым и левым исполнением. а) б) Рисунок 50 – Размещение технологических модулей в морских контейнерах: а) – вид сверху: 1 – блок сепаратора, оснащенный загрузочным бункером, подающим и растягивающим вибропитателями, делительными перегодками; 2 – блок сепаратора, оснащенный рентгеновским моноблоком, блоком регистрации и электропневмо оборудованием; б) – вид сбоку С учетом определенного количества оборудования (19 ед.) для переработки 438т/ч потребуется: на классе -70+50мм - 1 контейнер, на классе -50+30мм - 1 контейнер и на классе -30+20мм - 1 контейнер. Таким образом, потребуется 3 морских контейнера для размещения технологических линий и 1 контейнер с электронными стойками управления сепараторами. Основное оборудование комплекса предварительного обогащения, также включает оборудование для классификации, складирования и транспортирования.

104 Накопление (складирование) исходного сырья каждого класса крупности, а также обогащенных продуктов предконцентрации производится в накопительных бункерах. Накопительные бункера обогащенных продуктов следует оснастить дозаторами, для обеспечения их усреднения. Классификация рудной массы осуществляется на вибрационном конвейере-грохоте типа КГВ [142], предусматривающем возможность отмывки шламов с поверхности кусков. Техническая характеристика вибрационного конвейер-грохота типа КГВ – 1,2/10,8 представлена в таблице 36. Таблица 36 – Техническая характеристика вибрационного конвейер-грохота типа КГВ – 1,2/10,8 Единицы Значения измерения показателей сечение желоба высота мм 345 1 ширина мм 1200 2 производительность т/ч 250 3 длина транспортирования мм 10850 4 мощность двигателей кВт 2×18,5 габаритные длина мм 10850 5 размеры ширина мм 2230 высота мм 2552 6 масса кг 15153 Для отвода продуктов разделения от каждого контейнера, используются ленточные № конвейеры. Наименование показателей Параметры транспортируемого сырья конвейера и определяются потребной в зависимости производительности от конвейера характеристик (т/ч). Длины конвейерных лент для подачи и сбора рудной массы приняты по прототипу, представленному в работе [37]. С учетом физико-механических свойств транспортируемой руды, для обеспечения производительности ленточных конвейеров отвода продуктов сепарации (150-350т/ч), максимальной крупностью 70мм, требуется резинотканевый тип конвейерной ленты, шириной 650мм и 800мм. Стоимость конвейерной ленты принята равной 5000 руб./пог.м, при этом расходы на ее приобретение составляет 30% всех затрат на конвейерный комплекс. Затраты на подвод классифицированной руды на сепарацию (от корпуса среднего дробления в приемные бункера сепараторов) и возвращение в процесс обогащенной руды приняты равными 10% от учтенных затрат на приобретение оборудования (сепарационное, классификационное, накопительное оборудование и конвейерный комплекс). Стоимость сепарационного оборудования принята по данным предприятия - изготовителя ООО «ЭГОНТ», стоимость дополнительного оборудования (конвейерные комплексы, приемные бункера, грохота) для оснащения комплекса предварительного обогащения по данным изготовителей оборудования и ГОКа «Олений

105 Ручей», расходы на подготовительные, строительно-монтажные и пуско-наладочные работы приняты из расчета 100% стоимости сепарационного комплекса (табл.37). Таблица 37 – Капитальные затраты на приобретение оборудования, подготовительные, строительно-монтажные и пуско-наладочные работы № Наименование оборудования Стоимость Количество единицы Итого, оборудования, оборудования, млн.руб. шт. млн.руб. Приобретение оборудования Сепарационное оборудование 1 Люминесцентный сепаратор ЛСМ-50 2 19 38 Классификационное оборудование 2 Вибрационный конвейер-грохот типа КГВ – 1,2/10,8 10 2 20 Накопительное оборудование Приемные бункера исходной руды и продуктов 3 1,5 16 24 сепарации Транспортирующее оборудование 4 Конвейеры отвода продуктов сепарации 1,95 5 Транспортирующее оборудование подвода классифицированной руды (5% от п.1-4) 4,2 6 Транспортирующее оборудование отвода обогащенного продукта (5% от п.1-4) 4,2 7 Неучтенное оборудование (30% от п.1-6) 27,7 Подготовительные, строительно-монтажные и пуско-наладочные работы (100% 121 от п.1-7) 242 Итого Таким образом, объем капитальных затрат для реализации системы рудоподготовки с использованием предварительного обогащения (предконцентрации) с учетом затрат на приобретение сепарационного оборудования и осуществление строительных, монтажных и пуско-наладочных работ составляет 242 млн.руб. Укрупненная оценка эксплуатационных затрат комплекса предварительного обогащения для переработки 4 млн.т руды представлена в таблице 38. Средняя годовая норма амортизационных отчислений по комплексу предконцентрации принята равной 20%. Затраты на ремонт, обслуживание и эксплуатацию оборудования, связанные с основными фондами и их износом, определены укрупнено по фактическим соотношениям указанных расходов с амортизационными отчислениями основных средств по ГОК «Олений Ручей» за 2014 год и составляют 10%. Заработная плата, основная и дополнительная, обслуживающего персонала: технолога (осуществляет контроль технологического процесса), оператора-наладчика (осуществляет оперативное обслуживание комплекса) определена из расчета 50 тыс. руб./мес., отчисления на социальные нужды ≈40% от заработной платы. Неучтенные эксплуатационные расходы на реализацию предконцентрации приняты в размере 40% от учтенных.

106 Таблица 38 - Укрупненная оценка эксплуатационных затрат комплекса предварительного обогащения 0,9 2,8 9,7 2,1 4,8 1,035 2,4 12,6 0,7 1,5 2,9 5,3 10,1 5,5 2,77 Транспортное оборудование Неучтенное оборудование 4,0 2,0 Накопительное оборудование Амортизационные отчисления, млн.руб. 7,6 Содержание и эксплуатация, млн.руб. 3,8 Заработная плата, млн.руб. Электрическая энергия, млн.руб 0,5 Сжатый воздух, млн.руб. 4,36 Неучтенные расходы, млн.руб. 11,5 Итого затрат, млн.руб. 40,4 Эксплуатационные затраты, млн.руб. Себестоимость предконцентрации, руб./т Таким образом, себестоимость предконцентрации 1т руды Классификационное оборудование Статьи эксплуатационных расходов Сепарационное оборудование Наименование оборудования 3,3 11,6 77,11 19,3 составляет 19,3 руб./т, при себестоимости обогащения 1т руды по фабричной технологии - 300 руб./т [131]. Представленные результаты исследований по изучению предконцентрации апатитсодержащих руд месторождения «Олений Ручей» послужили основанием для изучения возможности улучшения технико-экономических показателей переработки. Снижение себестоимости переработки, ожидается за счет: - сокращения энергозатрат на дробление и измельчение (вывод из процесса части пустых более крепких пород); - перевода части оборудования в резерв (уменьшение объемов переработки); - уменьшения затрат на транспортировку и складирование тонкоизмельченных хвостов обогащения меньших объемов; Кроме того, получению дополнительной прибыли способствует возможность использования кусковых отходов предконцентрации в качестве строительного материала, как для обеспечения собственных нужд, так и для реализации стороннему потребителю (соответствие физико-механических характеристик хвостов предконцентрации требованиям ГОСТ для строительных материалов). Размер такого снижения предположительно составит 5%, с учетом которого себестоимость переработки уменьшится до 285 руб./т. Расчет экономического эффекта и срока возврата капитала приведен в таблице 32: за базовый вариант (вариант №1) принимаем существующую технологию рудоподготовки и

107 переработки на ГОК «Олений Ручей» (табл.39). Оценка экономической целесообразности технологии рудоподготовки и переработки апатитсодержащих руд месторождения «Олений Ручей» с применением предконцентрации проведена при использовании в расчетах себестоимости обогащения, равной 300 руб./т (вариант №2), и с учетом ее возможного снижения до 285 руб./т (вариант №3). Таблица 39 - Оценка величины годовой прибыли и срока окупаемости Вар. 1 Вар. 2 Вар. 3 Производительность сепарационного комплекса, млн.т по исходной руде 4 4 4 по готовой продукции (обогащенная руда) 2,524 2,524 Содержание Р2О5, % в исходной руде 10,11 10,11 10,11 в рудном продукте предконцентрации 15,52 15,52 в породном продукте предконцентрации 0,86 0,86 Содержание Р2О5 в апатитовом концентрате, % 39,75 40,49 40,49 Содержание Р2О5 в хвостах апатитовой флотации, % 0,31 0,51 0,51 Выход апатитового концентрата, млн.т. 1,03 0,973 0,973 Капитальные затраты, млн.руб. 242 242 в том числе - на приобретение оборудования; 121 121 - подготовительные, строительно-монтажные и пуско-наладочные 121 121 работы Капитальные затраты, с приведенным к годовому объему (Е=0,15), 36,6 36,3 млн.руб. Себестоимость добычи, руб./т 250 250 250 Себестоимость предконцентрации, руб./т 19,3 19,3 Себестоимость обогащения, руб./т 300 300 285 Годовые эксплуатационные затраты на добычу, млн.руб. 1000 1000 1000 Годовые эксплуатационные затраты на предконцентрацию, млн.руб. 77,2 77,2 Годовые эксплуатационные затраты на обогащение, млн.руб. 1200 757,2 719,3 Годовые эксплуатационные затраты, млн.руб. 2200 1834,4 1796,5 Годовая экономия эксплуатационных затрат в переделе обогащения, 442,8 480,7 тыс.руб. Удельные эксплуатационные затраты, руб./т 550,0 458,6 449,1 Амортизационные отчисления в переделе предконцентрации, млн.руб. 24,1 24,1 Дополнительные эксплуатационные расходы по переделу 101,3 101,3 предконцентрации, млн.руб. Суммарная годовая экономия (прибыль) с использованием 341,5 379,3 предконцентрации, млн.руб. Налог на дополнительную прибыль за счет снижения 102,5 113,8 эксплуатационных расходов, млн.руб. Годовой экономический эффект, млн.руб. 239,1 265,5 Срок окупаемости капитальных затрат, лет 1,1 1,0 Годовой экономический эффект от внедрения процесса предконцентрации апатитсодержащих руд месторождения «Олений Ручей» по статьям эксплуатационных расходов с учетом амортизации при переработке руды текущей добычи - рядовой - составил

108 239,1 и 265,5 млн.руб. при существующей (300 руб./т) и сниженной (285 руб./т) себестоимости обогащения. Срок окупаемости комплекса составляет 1 год. дополнительных капиталовложений на строительство

109 ВЫВОДЫ ПО ГЛАВЕ 4 1. Себестоимость предконцентрации апатитсодержащих руд месторождения «Олений Ручей» с применением сепарационного оборудования ООО «ЭГОНТ» (г. Санкт-Петербург) составляет 19,3 руб./т (при себестоимости обогащения 300 руб./т) 2. Ожидаемый экономический эффект от включения в систему формирования качества рудопотока при переработке апатитсодержащих руд текущей добычи месторождения «Олений Ручей» процесса предконцентрации оценивается по статьям эксплуатационных расходов с учетом амортизации в 239,1 млн.руб., а с учетом возможного снижения себестоимости обогащения в 265,5 млн.руб.

110 ЗАКЛЮЧЕНИЕ Основные научные и практические результаты диссертационной работы: 1. Получены эмпирические зависимости, отражающие влияние качества питания обогатительной фабрики на объем руды, поступающей на обогащение, и на количество получаемого кондиционного апатитового концентрата. 2. Разработан показатель наличия пустых пород, свидетельствующий о возможности выделения пустых и слабоминерализованных пород, который в сочетании с показателем контрастности позволяет повысить обоснованность выбора способа формирования рудопотока стабильного состава. 3. Разработан алгоритм формирования рудопотока стабильного состава, позволяющий посредством сочетания разделительного и усреднительного принципов управления качеством руд на основе геологоразведочных данных и свойств сырья, разработать ресурсосберегающую экологически сбалансированную технологию добычи и переработки полезного ископаемого. 4. Подтверждена эффективность реализации процесса разделения для апатитсодержащих руд месторождения «Олений Ручей» с использованием рентгенолюминесцентного метода, доказана эффективность применения покусковой рентгенолюминесцентой сепарации апатитсодержащих руд крупностью более 20мм и нерациональность включения в состав комплексной рудоподготовки мелкопорционной сортировки более мелкого материала. 5. Установлено, что использование разделительного принципа управления качеством руды позволяет снизить энергозатраты в дробильном и измельчительном переделах при переработке меньших объемов рудной массы более высокого качества на 64% и 40% соответственно. 6. Разработана схема формирования качества апатитсодержащей руды месторождения «Олений Ручей», поступающей на переработку, позволяющая  выделить до 36,9% пустых и слабоминерализованных пород, содержание пятиокиси в которых составляет 0,86%;  сократить энергопотребление процессов дробления и измельчения на 40 и 5% соответственно;  повысить содержание пятиокиси фосфора в 1,5 раза и снизить в 1,8 раза количество кальций содержащих безапатитовых минералов; 7. увеличить выход апатитового концентрата в расчете на 1т руды, поступающей на переработку, на 39,2% и на 50,1% для бедной и рядовой руды соответственно и в 2 раза снизить количество тонкоизмельченных хвостов при условии сохранения на прежнем уровне объемов добычи.

111 8. Установлено, что повышение достоверности информации о распределении полезного компонента в исследуемом объеме месторождения, обеспечивающее снижение затрат на получение апатитового концентрата за счет рационального сочетания принципов оперативного управления качеством, достигается снижением шага дискретности скважинного опробования. 9. Предложен вариант стабилизации качества руды в режиме усреднения в отсутствии площадей для строительства усреднительного склада, основанный на использовании сортовых накопителей, оснащенных дозаторами, позволяющими путем регулирования объемов выпуска руды стабилизировать качество минерального сырья. 10. Разработан программный модуль «Управление качеством руды», позволяющий автоматизировать предварительную оценку выбора способов формирования заданного содержания полезного компонента в рудопотоке на этапе оперативного планировании, визуализировать полученные результаты. 11. На основе апатитсодержащих полученных руд на результатов месторождении показано, «Олений что управления Ручей» с качеством использованием радиометрических методов контроля содержания полезных компонентов обеспечивает рациональное использование недр и снижает негативное воздействие горного производства на экологию района разработки месторождения за счет уменьшения почти в 2 раза количества тонкоизмельченных хвостов. 12. Проведена укрупненная экономическая оценка целесообразности отработки апатитсодержащих руд месторождения «Олений Ручей» с включением в процесс формирования качества руды сепарационного принципа, свидетельствующая об эффективности разработанной технологии с ожидаемым экономическим эффектом 239,1 млн.руб. и 243,5 млн.руб. с учетом возможного снижения себестоимости обогащения.

112 СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ 1. Мельников, Н.В. Задачи научных исследований в области комплексного освоения месторождений, использования минерального сырья и охраны недр / Н.В.Мельников, М.И. Агошков // Комплексное использование минерального сырья. - 1979.- С.3-11. 2. Каплунов, Д.Р. Развитие теории проектирования и реализации идей комплексного освоения недр / Д.Р. Каплунов, М.В. Рыльникова // Горный информационно-аналитический бюллетень (научно-технический журнал). – 2008. - №4. – С.20-41. 3. Кожиев, Х.Х. Рудничные системы управления качеством минерального сырья / Х.Х. Кожиев, Г.Г. Ломоносов. – М.: Изд-во МГГУ, 2005. - 293с. 4. Кожиев, Х.Х. Пути повышения товарной ценности руды в современных условиях / Х.Х Кожиев // Горный журнал. – 2005. - №8. - С.7-10. 5. Рябкин, В.К. Полихромная фотометрическая сепарация золотосодержащих руд / В.К. Рябкин, Э.Г. Литвинцев Э.Г. и др.// Горный журнал. – 2007. - №12. - С.88-93. 6. Ломоносов, Г.Г. Повышение качества продукции отечественного горнорудного производства как основа подъема его конкурентоспособности / Г.Г Ломоносов // Горный журнал. – 2004. - №10. - С.6-9. 7. Ломоносов, Г.Г. Очистная выемка как начальная стадия формирования качества продукции горнорудного предприятия / Г.Г.Ломоносов, ЧжуСинГень, Ж.Т. Игисинов // Горный журнал. – 2002. - №3. - С.33-35. 8. Отгонбилэг, Ш. Научные основы управления качеством рудной массы / Ш. Отгонбилэг // Горный журнал. – 1998. - №2. - С.30-33. 9. Терещенко, С.В.Формирование руды повышенного качества из добытой рудной массы – одно из условий рациональной технологии ее переработки / С.В. Терещенко, В.В. Марчевская и др. // Вестник мурманского государственного технического университета. – 1998. - Т.1, №3. С.111-118. 10. Семенюк, В.С.Разработка эффективных способов контроля и управления качеством руд на основе геофизических исследований / В.С.Семенюк, Ю.Б. Генкин и др. // Горный журнал. – 1992. - №7. - С.33-37. 11. Данилов, Д.Ю. Технико-экономические предпосылки создания рентгенофлуоресцентного сепаратора минерального и вторичного сырья СФЕРА / Д.Ю. Данилов // VIII Конгресс обогатителей стран СНГ: сб. науч. тр. – М.: МИСиС, 2011. - Т.II. С.105-108.

113 12. Мечников, О.С. Управление потерями и разубоживанием в сложноструктурныхприконтактных зонах рудных залежей / О.С. Мечников // Горный информационно-аналитический бюллетень (научно-технический журнал). – 2001. - №8. - С.5257. 13. Ануфриева, С.И. Опыт и перспективы применения современных технологий переработки бедных труднообогатимых руд / С.И. Ануфриева, Е.С. Броницкая и др. // Разведка и охрана недр. - 2011.- №3.- С. 70-75. 14. Звонарь А.Ю. Основные пути по улучшению использования недр при разработке рудных месторождений / А.Ю. Звонарь // Горнодобывающая промышленность Баренцева ЕвроАрктического региона: взгляд в будущее: сборник докладов II Международной конференции горнопромышленного комплекса, 22-23 ноября 2012. – Мурманск: Северная ТПП, 2013. – С.36-42. 15. Мельников Н.Н., Лукичев С.В. Современные тенденции развития горной технологии, региональные особенности / Н.Н. Мельников, С.В. Лукичев // Горнодобывающая промышленность Баренцева Евро-Арктического региона: взгляд в будущее: сборник докладов II Международной конференции горнопромышленного комплекса, 22-23 ноября 2012. – Мурманск: Северная ТПП, 2013. – С.6-10. 16. Козырев, А.А. Горно-экономические особенности освоения минерально-сырьевой базы мурманской области / А.А.Козырев, В.М.Бусырев, О.Е.Чуркин // Горный информационноаналитический бюллетень (научно-технический журнал). – 2012. - №3. -С.253-258. 17. Каменев, Е.А. Новые Хибинские апатитовые месторождения / Е.А. Каменев, Д.А. Минеев. – М.: Недра, 1982. – 182 с. 18. Амосов, П.В Численное моделирование процессов пыления хвостохранилищ / П.В. Амосов, А. Бакланов, О. Ригина. – Германия: LAP LAMBERT, 2014. – 116 с. 19. Маслобоев, В.А. Численное моделирование процессов пыления хвостохранилища АНОФ-2 / В.А. Маслобоев, А.А. Бакланов // Вестник Мурманского государственного технического университета. – 2014. - Т. 17, № 2. - С. 376-384. 20. Грачев, Ф.Г. Теория и практика усреднения качества минерального сырья / Ф.Г. Грачев. - М.: Недра, 1983. - 157с. 21. Бастан, П.П. Теория и практика усреднения руд / П.П. Бастан, Е.И. Азбель, Е.И. Ключкин. - М.: Недра, 1979. - 255с. 22. Зарайский, В.Н. Усреднение руд / В.Н. Зарайский, К.П. Николаев, К.В. Казанский. - М.: Недра, 1975. - 296с.

114 23. Бастан, П.П. Усреднение руд на горно-обогатительных предприятиях / П.П. Бастан, Н.Н. Болошин. - М.: Недра, 1981. - 280с. 24. Бызов, В.Ф. Управление качеством продукции карьеров: учебное пособие для вузов / В.Ф. Бызов. – М.: Недра, 1991. -239с. 25. Бастан, П.П. Смешивание и сортировка руд / П.П. Бастан, Н.К. Костина. - М.: Недра, 1990. - 168с. 26. Богуславский, Э.И. Управление качеством руды / Э.И. Богуславский. – СПб.: СПГГИ, 2002. – 78с. 27. Каплунов, Д.Р. Стабилизация качества руды при подземной добыче / Д.Р. Каплунов, И.А. Манилов. - М.: Недра, 1983. - 236с. 28. Терещенко, С.В. Радиометрические методы опробования и сепарации минерального сырья / С.В.Терещенко, Г.А.Денисов, В.В. Марчевская. - СПб: Международная академия наук экологии, безопасности человека и природы (МАНЭБ), 2005. - 264с. 29. Бадеев Ю.С. Основные вопросы теории, технологии и техники гравитационного обогащения в тяжелых суспензиях: автореферат дис….докт.техн.наук: 25.00.13 / Бадеев Юрий Сергеевич. - Л., 1979. – 40с. 30. Изоитко, В.М. Технологическая минералогия и оценка руд / В.М.Изоитко.- СПб.: Наука, 1997. – 532с. 31. Мокроусов, В.А. Радиометрическое обогащение нерадиоактивных руд / В.А. Мокроусов, В.А. Лилеев. – М.: Недра, 1979. – 192с. 32. Инженерно-консалтинговая компания ООО «ИнтеграГруп.Ру» [Офиц. сайт]. URL: http://www.integra-gr.ru / (дата обращения: 11.10.2013). 33. Научно-производственнй комплекс «АВТОМАТИКА и МАШИНОСТРОЕНИЕ» [Офиц. сайт].URL: http://www.npkam.org.ua / (дата обращения: 11.10.2013). 34. ОАО «ВНИИХТ» [Офиц. сайт].URL: http://www.vniiht.ru / (дата обращения: 11.10.2013). 35. Радос – технология и оборудование управления качестивом руд [Офиц. сайт].URL: http://www.rados.ru / (дата обращения: 11.10.2013). 36. TOMRA [Офиц. сайт].URL: http://www.tomra.com / (дата обращения: 11.10.2013). 37. ЭКОЛОГИЧЕСКИЕ ГОРНЫЕ ОБОГАТИТЕЛЬНЫЕ НОВЫЕ ТЕХНОЛОГИИ [Офиц. сайт].URL: http://www.egont.ru / (дата обращения: 11.10.2013). 38. ОАО «Производственно-инжиниринговая компания ENCE [Офиц. сайт].URL: сайт].URL: http://www.scma.ru http://www.ence.ch / (дата обращения: 11.10.2013). 39. СОЮЗЦВЕТМЕТАВТОМАТИКА обращения: 11.10.2013). [Офиц. / (дата

115 40. Терещенко, С.В. Рациональное недропользование на основе разработки месторождений с применением радиометрическое предконцентрации полезных ископаемых/ С.В. Терещенко, В.В. Марчевская // Маркшейдерия и недропользование. – 2002. - №3. – С. 32-40. 41. Вальщиков, А.В. Использование технологий рудосортировки – способ повышения рентабельности проектов промышленной отработки месторождений / А.В. Вальщиков, А.М. Ольховский, В.А. Рассулов // Инновационные процессы комплексной и глубокой переработки минерального сырья: материалы международного совещания «Плаксинские чтения - 2010», 1318 сентября 2010. - Москва: ИПКОН РАН, 2010 –С.512-513. 42. Aliud GmbH [Офиц. сайт].URL: http://www.aliud-int.com / (дата обращения: 11.10.2013). 43. Mogesen Siebtechnik [Офиц. сайт].URL: http://www.mogensen.de / (дата обращения: 11.10.2013). 44. Promtechnologii LLC [Офиц. сайт].URL: http://www.prom-tech.net / (дата обращения: 11.10.2013). 45. Инженерная компания КРИПТО – специализированные приборы, оборудование и технологии [Офиц. сайт].URL: http://www.kripto.com.ua / (дата обращения: 11.12.2013). 46. Научно-производственное предприятие «Буревестник» - исследования, разработка, производство [Офиц. сайт].URL: http://www.bourevestnik.ru / (дата обращения: 11.10.2013). 47. КОНВЕЛС Автоматизация [Офиц. сайт].URL: http://www.konvels.ru / (дата обращения: 11.10.2013). 48. Гаврилов, Ф.Л. Возможности применения технологии РРС на зарубежных предприятиях / Ф.Л. Гаврилов, А.А. Лапочкина, В.С. Шемякин // Рентгенорадиометрическая сепарация минерального сырья и техногенных отходов: материалы III Международной научнотехнической конференции.- Екатеринбург: ЗАО «НПК «Техноген», 2007- С.38-42. 49. Еремин, А.М. Опыт и перспективы применения комбинированной технологии предварительного рентгенорадиометрического обогащения золотосодержащих мышьяковистых руд / А.М. Еремин // Рациональное освоение недр. – 2011. - №3. - С.42-45. 50. Зверев, В.В. Фотометрические сепараторы – перспективное оборудование для переработки золотосодержащих руд / В.В. Зверев, Э.Г. Литвинцев // Горный журнал. – 1995. №11.- С.58. 51. Иноземцев, С.Б. Готовить руду из породы / С.Б. Иноземцев // Металлы Евразии. – 2002. - №2. 52. Камнев, Е.Н. Вклад института «ВНИПИпромтехнологии» в разработку и оптимизацию технологических процессов Навойского ГМК / Е.Н. Камнев, А.В. Селезнев // Горный журнал. – 2011. - №8. - С.38-43.

116 53. Кожиев, Х.Х. Об актуальности модернизации внутрирудничных систем управления качеством добычи руд / Х.Х. Кожиев, Г.Г. Ломоносов // Маркшейдерский вестник. – 2005. - №5. - С.23-28. 54. Литвиненко, В.Г. Совершенствование технологии радиометрического обогащения урановых руд / В.Г. Литвиненко, Р.А. Суханов и др. // Горный журнал. – 2008. - №8. - С.54-58. 55. Литвинцев,Э.Г. Технология предварительного обогащения золотосодержащих руд месторождения Сухой Лог методом полихромной фотометрической сепарации / Э. Г. Литвинцев, В. К. Рябкин и др. // Руды и металлы. - 2008. - № 2. - С. 64–74. 56. Марчевская, В.В. Исследование эффективности рентгенорадиометрической сепарации малосульфидных платинометаллических руд Кольского полуострова / В.В. Марчевская // Горный журнал. – 2010. - №9. - С.77-80. 57. Марчевская, В.В. Исследование эффективности крупнокусковой предконцентрации волластонитового сырья радиометрическими методами / В.В. Марчевская, С.В. Терещенко, Е.Д. Рухленко // Известие вузов. Горный журнал. – 2011. - №1. - С.111-118. 58. Новиков, В.В.Объединенный горно-металлургический комплекс Кокпатас-Даугызтау: оптимизация проектных решений / В.В. Новиков, С.К. Рубцов // Горный журнал. – 2003. - №8. С.31-35. 59. Новиков, В.В. О предварительном обогащении шеелитсодержащих руд с применением рентгенолюминесцентной сепарации / В.В. Новиков, С.В. Терещенко и др. // Обогащение руд. – 1987. - №1. - С.11-20. 60. Овсейчук, В.А. Оптимизация качества товарных руд при разработке урановых месторождений Стрельцовского типа / В.А. Овсейчук, А.А. Решетников, В.А. Пшенников // Горный журнал. – 1999. - №12. - С.37-38. 61. Пестов, В.В. Разработка и использование программно-методического обеспечения рентгенофлуоресцентной сепарации минерального и технологического сырья /В.В. Пестов // Известие вузов. Горный журнал. – 2011. - №8. – С.111-117. 62. Пономарев, Л.Ф. Автоматизированная система управления качеством руды с применением радиометрического контроля содержания металла / Л.Ф. Пономарев, Ю.В. Реуцкий // Горный журнал. – 1987. - №1. -С.45-48. 63. Руденко, Ю.Я.Новые технологии и технические решения в освоении месторождений цветных металлов / Ю.Я. Руденко, В.М. Демидов и др. //Цветные металлы Сибири – 2009: сборник докладов Первого международного конгресса в составе XV Международной конференции-выставки «Алюминий Сибири» III Конференции «Металлургия цветных и редких металлов" V Симпозиума "Золото Сибири». – Красноярск, 2009. - С. 86-94.

117 64. Санакулов, К.С. Навойский горно-металлургический комбинат в годы независимости Узбекистана / К.С. Санакулов // Горный журнал. – 2011. - №8. - С.9-13. 65. Санакулов, К.С. О возможности отработки месторождения Учкулач с использованием технологии рентгенорадиометрического обогащения свинцово-цинковых руд / К.С. Санакулов, С.В. Руднев, А.В. Канцель // Горный вестник Узбекистана. – 2011. - №1. - С. 17-20. 66. Санакулов, К.С. Рентгенорадиометрическая сепарация золотосодержащих сульфидных руд / К.С. Санакулов, П.А. Шеметов, С.В. Руднев // Горный вестник Узбекистана. - 2010. - №2. С.16-21. 67. Сергиенко, Е.Н. Разработка и основные направления создания рациональной технологии переработки сурьмяных руд восточного Забайкалья / Е.Н. Сергиенко // Горный информационно-аналитический бюллетень (научно-технический журнал). – 2008. - №6. - С.186190. 68. Скопов С.В. Обогащение минерального сырья и техногенных отходов на ЗАО НПК «ТЕХНОГЕН» / С.ВСкопов //Рентгенорадиометрическая сепарация минерального сырья и техногенных отходов: материалы III Международной научно-технической конференции.Екатеринбург: ЗАО «НПК «Техноген», 2007. - С.22-32. 69. Татарников, А.П. Основные направления развития технологии радиометрической сепарации руд цветных и редких металлов / А.П. Татарников, Н.И. Асонова // Горный журнал. – 2007. - №2. - С.97-100. 70. Татарников, А.П. Современные технологии и оборудование для радиометрического обогащения урановых руд / А.П. Татарников, Н.И. Асонова // Горный журнал. – 2007. - №2. С.85-87. 71. Терещенко, С.В. О возможности предконцентрации крупнодробленых пегматито- пирохлоровых руд / С.В. Терещенко // Обогащение руд. – 1994. - № 6. – С. 5-7. 72. Толстов, Е.А. Иноземцев С.Б. Современные технологии добычи и обогащения фосфоритовых руд Джерой-Сардаринского месторождения / Е.А. Толстов, А.М. Кустов, С.Б. Иноземцев // Горный журнал. – 2002 (специальный выпуск). - С.32-35. 73. Федоров, М.Ю. Новые технологические разработки, обеспечивающие повышение эффективности оборудования и технологий с использованием рентгенофлуоресцентной сепарации / М.Ю. Федоров // Известие вузов. Горный журнал – 2011. - №8. – С.103-110. 74. Федоров, Ю.О.Опыт и практика рентгенорадиометрической сепарации руд / Ю.О. Федоров, И.У. Карцер // Известие вузов. Горный журнал – 2005. - №5. – С.21-37.

118 75. Федянин, С.Н. Управление качеством рудных потоков при разработке пластового месторождения неконтрастных фосфоритов / С.Н. Федянин, Ю.П. Золотарев // Горный журнал. – 2003. - №8. - С. 48-51. 76. Шемякин, А.В. Технология радиометрического обогащения бокситов Тимана / А.В. Шемякин // Известие вузов. Горный журнал – 2011. - №4. – С.44-51. 77. Шемякин, В.С. Рентгенорадиометрическая сепарация минерального сырья и техногенных образований Уральского региона / В.С. Шемякин, С.В. Скопов и др. // Известие вузов. Горный журнал – 2011. - №4. – С.29-33. 78. Шемякин, В.С. радиометрического Основные обогащения результаты / В.С. деятельности Шемякин, Ю.О. уральского Федоров центра и др. //Рентгенорадиометрическая сепарация минерального сырья и техногенных отходов: материалы III Международной научно-технической конференции.- Екатеринбург: ЗАО «НПК «Техноген», 2007. - С.4-7. 79. Шепелев, Д.В. Рентгенолюминесцентные сепараторы для сортировки шеелитсодержащих руд / Д.В. Шепелев, Ю.В. Плеханов, В.А. Хакулов // Горный журнал. – 1992. - №2. - С. 52-53. 80. Терещенко, С.В.О возможности предконцентрации крупнодробленых пегматито- пирохлоровых руд / С.В. Терещенко, А.И. Ракаев и др. // Обогащение руд. -1994. - №4. -С.5-7. 81. Мельников, И.Т., Кутлубаев И.М. Комплексная переработка магнезитосодержащих хвостов ДОФ ОАО «Магнезит» с применением рентгенорадиометрического сепаратора СРФ-4150 / И.Т. Мельников, И.М. Кутлубаев // Вестник МТГУ им. Г.И.Носова. – 2008. - №3. – С.19-24 82. Кожиев Х.Х. Научное и технологическое обоснование системы управления качеством руд при подземной добыче: дис. … докт.техн.наук: 25.00.22 / Кожиев Хамби Хадзимурзович. – М., 2006. – 361с. 83. Кобзев, А.С. Радиометрические методы обогащения минерального сырья: современное состояние и опыт применения /А.С. Кобзев, А.И. Ольховский, Michael Kornert //VIII Конгресс обогатителей стран СНГ: сборник научных трудов – М.: МИСиС, 2011. - Т.II. - С.75-77. 84. Лизункин, В.С. Рентгенорадиометрическая сепарация – путь к повышению обеспеченности запасами горнодобывающих предприятий / В.С. Лизункин, С.А. Царев // Горный журнал. - 2011. - №3. - С.93-96. 85. Лизункин, В.С. Рентгенорадиометрическая сепарация – перспективное направление повышения эффективности разработки месторождений полезных ископаемых / В.С. Лизункин, С.А. Царев, Ю.О. Федоров // Вестник Читинского Государственного Университета (ЧитГУ). – 2009. - №3(54). - С.12-18.

119 86. Мусин, Д.Ю. Переставная установка рентгенорадиометрической сепарации для обогащения отвальных пород / Д.Ю. Мусин, А.Н. Крутько // Золотодобыча. – 2008. - №115. – С.33-34. 87. Щепетков, В.А. Научно-технические разработки по освоению сырьевой базы Навойского ГМК / В.А. Щепетков, В.А. Потапов // Горный журнал. – 1999. - №2. - С.21-22. 88. Руденко, В.В. Перспективы применения систем управления качеством руд / В.В. Руденко, И.В. Пеньковский, М.Б. Естаев // Горный журнал. – 1990. - №8. – С.13-15. 89. Ларичкин, Ф.Д. Экономика предварительной радиометрической сепарации апатитовых руд / Ф.Д. Ларичкин, С.В. Терещенко и др. // Север и рынок: формирование экономического порядка: сборник научных трудов – Апатиты: КНЦ РАН, 1999. - С.79-84. 90. Кумыков, В.Х. К вопросу о нормировании потерь на карьерах / В.Х. Кумыков // Горный журнал. – 2000. - №2. – С.63. 91. Версилов, С.О. Схема формирования оптимальных рудопотоковУрупского рудника / С.О. Версилов, В.Н. Игнатов и др. // Горный информационно-аналитический бюллетень (научно-технический журнал). – 2008. - №4. -С.118-120. 92. Абдрахманов колчеданных И. А. Обоснование месторождений технологии Учалинского и комплексного Узельгинского освоения медно- рудных полей: дис. …канд. техн. наук: 25.00.22 / Абдрахманов Ильяс Ахметович. – Магнитогорск, 2006. – 172с. 93. Каплунов, Д.Р. Развитие теории проектирования и реализации идеи комплексного освоения недр / Д.Р. Каплунов, М.В. Рыльникова // Горный информационно-аналитический бюллетень (научно-технический журнал). – 2008. - №4. - С. 20-41. 94. Аренс, В.Ж. Физико-химическая геотехнология: учебное пособие / В.Ж. Аренс. – М.: Издательство Московского Государственного Горного Университета, 2001. – 656с. 95. Максимович, Л.А. Информационное обеспечение контроля и управления качеством руд / Л.А. Максимович // Горный журнал. - 1997. - №9. – С.20-23. 96. Ефименко, Е.А. Новая концепция перевооружения рудников Жезказганского комплекса компании Kazakhmys LLC с использованием ядерно-геофизических технологий / Е.А.Ефименко // Журнал Сибирского Федерального Университета. Техника и технологии. 2008. - №1. – С.117-125. 97. Иванов, Т.Н. Апатитовые месторождения Хибинских тундр / Т.Н. Иванов. - М.: Госгеологтехиздат, 1963. - 187с.

120 98. Калинкин, М.М. Новые данные о глубинном строении продуктивного комплекса ийолит- уртитов в Хибинском массиве / М.М. Калинкин // Геология рудных месторождений. – 1976. -, Т.18, №5. - С.15-25. 99. Каменев, Е.А. Геология и структура Коашвинского апатитового месторождения / Е.А. Каменев. - Л.: Недра, 1975 - 128с. 100. Онохин, Ф.М. Особенности структуры Хибинского массива и апатит-нефелиновых месторождений / Ф.М. Онохин. - Л.: Наука 1975. - 106с. 101. Каменев, Е.А. Поиски, разведка и геолого-промышленная оценка апатитовых месторождений Хибинского типа / Е.А. Каменев. - Л.: Недра, 1987. - 188 с. 102. Пожиленко, В.И. Геология рудных районов Мурманской области / В.И. Пожиленко, Б.В. Гавриленкои др. - Апатиты: Изд-во КНЦ РАН, 2002. - 359 с. 103. Жура, А. Оценка минеральных ресурсов и запасов ЗАО «Северо-Западная Фосфорная Компания» Месторождение апатит-нефелиновых руд Олений Ручей: итоговый (краткий) отчет / А.Жура. – М.: ООО «»Ай.И.И.Си.», 2011. – 14с. 104. Фаньгин, А.С. Отчет о результатах детальной разведки месторождения апатит- нефелиновых руд Олений Ручей за 1980-1985гг. с подсчетом запасов по состоянию на 01.10.85 и поисково-оценочных работах на западном фланге в 1982-1984гг. (РСФСР, Мурманская область). Том 1, книга 1 (текст отчета) / А.С. Фаньгин, Е.А. Каменев и др. – Апатиты, Мурманская ГРЭ ПГО «Севзапгеология», Кольский филиал АН СССР, 1985. -345с. 105. Гершенкоп, А.Ш. Особенности минерального состава апатит-нефелиновых руд месторождения Олений Ручей и их влияние на показатели обогащения / А.Ш. Гершенкоп, Т.Н. Мухина, А.А. Артемьев // Обогащение руд. - 2014. - №3. – С.33-35. 106. Голованов, Г.А. Флотация Кольских апатит содержащих руд / Г.А. Голованов. - М.: Химия, 1976 – 216 с. 107. Мельник В.Б. Управление качеством апатит-нефелиновых руд за счет внутриблочной стабилизации содержания Р2О5 и усреднения руды при формировании общешахтного рудопотока: дис. …канд. техн. наук: 05.15.02 / Мельник Виктор Борисович. - СПб, 1999. – 174 с. 108. Златорунская, Г.Е. Доизмельчение апатитового концентрата для увеличения переработки руды и выработки апатитового концентрата на АНОФ-2 / Г.Е. Златорунская, М.А. Кострова// Разработка и совершенствование способов и средств добычи и обогащения полезных ископаемых Кольского полуострова: тезисы докладов V региональной конференции молодых ученых - Апатиты. – 1987. – С.119-121. 109. Коробов, Б.Л. Минерально-сырьевая база ОАО «Апатит» / Б.Л. Коробов, Н.П. Томчук // Горный журнал. – 1999. - №9. - С.19-22.

121 110. Брыляков, Ю.Е. Прошлое, настоящее и основные направления развития технологии обогащения апатит-нефелиновых руд Хибин / Ю.Е. Брыляков, А.Ш. Гершенкоп, В.Н. Лыгач // Горный журнал. – 2009. - №9. - С.32-36. 111. Белоусов, В.В. Оптимальные показатели извлечения запасов апатит-нефелиновых руд – Основа рационального недропользования в ОАО «Апатит» / В.В. Белоусов // Горный журнал. – 2009. - №9. - С.58-61. 112. Ломоносов, Г.Г. Формирование качества руды при открытой добыче / Г.Г. Ломоносов. - М.: Недра, 1975. - 224с. 113. Голованов,Г. А. Бессточная технология обогащения фосфатного сырья / Г. А. Голованов, С. М. Шифрин, М. М. Мырзахметов, В. А. Кайтмазов. - М.: Химия, 1984. - 134 с. 114. Голованова Г.А. Обогащение апатито-нефелиновых руд Хибинского массива / Г.А. Голованов. - Мурманск: Мурманское книжное издательство, 1967. – 176с. 115. Златорунская, Г.Е. Оптимизация процессов рудоподготовки и обогащения руд различного минерального состава /Г.Е. Златорунская., А.Ю. Бойко и др. // Научно-технический прогресс в производственном объединении «Апатит»: сборник статей. / Москва, 1989, Т.2. С.3-14. 116. Усачев, П.А. Полупромышленные испытания проектной схемы обогащения апатит- нефелиновых руд с использованием оборотного водоснабжения: отчѐт о НИР / П.А.Усачев, А.И.Андреева, Н.Г. Гильманова – Апатиты: Горный институт КНЦ РАН, 1976. – 156с.; 117. Усачев, П.А. Разработка и проверка в полупромышленных условиях технологии обогащения апатит-нефелиновых руд с использованием оборотного водоснабжения: отчѐт о НИР/ П.А. Усачев. – Апатиты: Горный институт КНЦ РАН. – 1977. – 132с.; 118. Лукичев, С.В. Создание трехмерной цифровой модели месторождения Олений ручей и подготовка исходных данных для разработки «Технико-экономического обоснования постоянных кондиции для подсчета запасов апатит-нефелиновых руд месторождения «Олений ручей»: отчет по х/д 3002-013/с/2281 / С.В. Лукичев, О.В. Наговицин. - Апатиты: Горный институт КНЦ РАН. – 2010. 119. Терещенко, С.В. Основные положения люминесцентной сепарации минерального сырья/ С.В. Терещенко. – Апатиты: КФ ПетрГУ, 2002. – 145с. 120. Артемьев, А.В. Влияние крупности питания флотации на качество апатитового концентрата при переработке руд месторождения «Олений Ручей» / А.В. Артемьев, И.Н. Вишнякова // Горнодобывающая промышленность Баренцева Евро-Арктического региона: взгляд в будущее: сборник докладов III Международной конференции горнопромышленного комплекса, Кировск, 18-22 ноября 2013г. – Мурманск: Северная ТПП, 2014. – С.112-115.

122 121. Панфилов, Е.И. Классификация источников изменений качества твердых полезных ископаемых при их добыче /Е.И. Панфилов // Горная промышленность. - №3(97). – 2011. – С.16-20; 122. Каплунов, Д.Р. Классификация минерально-сырьевых потоков при комбинированной физико-технической и физико-химической геотехнологии / Д.Р.Каплунов, Д.А. Милкин // Горный информационно-аналитический бюллетень (научно-технический журнал). - 2010 . - №1. - С.203-214; 123. Рыльников, А.Г. Снижение влияния условий залегания рудных тел на стабилизацию качества рудопотоков за счет применения спутниковых навигационных систем / А.Г.Рыльников, И.А. Пыталев // Горный информационно-аналитический бюллетень (научнотехнический журнал). - 2014. - №9. –С.226-233; 124. Беляев, С.И. Повышение стабилизации качества рудной массы в усреднительных системах на карьерах ОАО «Апатит»/ С.И.Беляев, С.С.Глубокий, Г.М. Еремин // Горный информационно-аналитический бюллетень (научно-технический журнал). - 2004. - №5. - С.167-173; 125. Требования к изучению радиометрической обогатимости минерального сырья при разведке месторождений металлических и неметаллических полезных ископаемых / ГКЗ Министерства охраны окружающей среды и природных ресурсов РФ. – М., 1993. - 24 с. 126. В.С.Шемякин, В.С. Теория и практика рентгенорадиометрического обогащения: научная монография / В.С.Шемякин, Е.Ф.Цыпин и др. – Екатеринбург: Изд-во «Форт Диалог-Исеть», 2013. – 255с. 127. Воронов, М.В. Сравнительная оценка эффективности методов курпнокусковой предконцентрации сидеритовых руд Бакальских месторождений / М.В. Воронов, А.А. Смольняков, В.В. Марчевская // Сборник научных трудов Кольского филиала ПетрГУ. – Апатиты: Изд-во КФ ПетрГУ, 2013. - Вып.6 - С.54-56. 128. Ломоносов, Г.Г. Горная квалиметрия: учебное пособие / Г.Г. Ломоносов. – М.: Изд-во «Горная книга», 2007. – 201с. 129. Лукичев, С.В. Компьютерная технология инженерного обеспечения горных работ при освоении месторождений твердых полезных ископаемых / С.В. Лукичев, О.В. Наговицын // Горный журнал. — 2010. — № 9. – С.11-15. 130. / Степачева, А.В. Создание трехмерной цифровой модели месторождения «Олений Ручей» А.В. Степачева // Информационные технологии поддержки сбалансированного природопользования: сборник трудов VI научно-практической конференции молодых ученых. – Апатиты: КФ ПетрГУ, 2011. – С.102-106.

123 131. Козырев, А.А. Регламент на укручение бортов карьера месторождения апатит- нефелиновой руды Олений Ручей: отчѐт по х/д №2254 / А.А. Козырев, С.В. Лукичев, А.Л. Билин, В.В. Рыбин. - Апатиты: Горный институт КНЦ РАН. – 2012. 132. Типовые методические указания по определению, нормированию, учету и экономической оценке потерь твердых полезных ископаемых при их добыче разработаны Академией наук СССР с участием научно-исследовательских организаций отраслевых министерств горнодобывающей промышленности и утверждены Госгортехнадзором СССР в соответствии с постановлением Совета Министров СССР от 5 ноября 1970 г. № 899 "О мероприятиях по уменьшению потерь полезных ископаемых при их добыче и первичной переработке". – М.: Копировально-картографическое предприятие всесоюзного геологического фонда, 1972 - 224 с. 133. Аккерман, Ю.Э. К вопросу определения дробимости руд / Ю.Э. Аккерман, И.М. Костин // Исследования по рудоподготовке, обогащению и комплексному использованию руд цветных и редких металлов: сборник научных трудов. – Л.: ВНИПИ «Механобр», 1978. – С.9-14. 134. Справочник по обогащению руд. Подготовительные процессы / О.С. Богданов, В.А. Олевского. - М.: Недра, 1982. – 366с. 135. Каменева, Е.Е. Исследование физико-механических свойств отходов предварительной концентрации апатито-нефелиновой руды месторождения «Олений Ручей»: отчет о НИР / Е.Е. Каменева. - Петрозаводск, 2014. - 19 с. 136. Порцевский, А.К. Управление качеством рудной массы на открытых горных работах: учебное пособие / А.К. Порцевский. - М.:МГОУ, 1998. - 44 с. 137. Мельников, Н.Н. Развитие горнопромышленного комплекса страны, в том числе Кольского региона /Н.Н. Мельников // Кольскому научному центру РАН – 70 лет: природопользование в Евро-Арктическом регионе: опыт XX века и перспективы. - Апатиты: КНЦ РАН, 2002. – 487с. 138. Юсупов, Х.А. Технология отработки маломощных залежей на основе взрыворазделения: монография / Х.А.Юсупов, Т. Кабетенов. - Атматы: Изд-во «Экономика», 2013. – 136с. 139. Еремин, Г.М. Пути и способы повышения эффективности разработки сложноструктурных месторождений открытым способом в условиях Хибин // Горный информационно-аналитический бюллетень (научно-технический журнал). – 2009. - №.11 – С.165-169 140. Черевко, Н.В. Проект строительства горно-обогатительного комбината (ГОКа) на базе месторождения апатит-нефелиновых руд «Олений Ручей»: пояснительная записка (том 3) / Н.В. Черевко. - Санкт-Петербург: Гипроруда, 2008. – 127 с.

124 141. Белобородов, В.И. Разработка технологического регламента на проектирование обогатительной фабрики для переработки апатит-нефелиновых руды месторождения Олений Ручей по разделам – рудоподготовка, обогащение и хвостовое хозяйство с оборотным водоснабжением: отчет по х/д №2982 / В.И. Белобородов, И.Б. Захарова. – Апатиты: Горный институт КНЦ РАН, 2007. –300с. 142. Научно-производственная и инжиниринговая фирма ООО «КОНСИТ-А»: [Офиц. сайт].URL: http://www.consit.ru/ (дата обращения: 11.10.2013). 143. Громов, Е.В. Оценка инвестиционной привлекательности разработки месторождения «Партамчорр» / Е.В. Громов, А.Л. Билин // Вестник Кольского научного центра РАН - 2014. №4 (19). - С.76-82. 144. Патент № 2152258 (класс патента B03B7/00, B03D1/02, № заявки 99103761/03, дата подачи 23.02.1999, дата публикации 10.07.2000), заявитель АО «Апатит», авторы: Голованов В.Г., Васильева Н.Я., Гершенкоп А.Ш., Усачев П.А., Иванова В.А., Быков М.Е., Мухина Т.Н. Способ комплексного обогащения апатит-нефелиновых руд. 145. Брыляков, Ю.Е. Перспективы комплексного использования апатит-нефелиновых руд / Ю.Е. Брыляков, Н.Я. Васильева, А.А. Петровский // Горный журнал. – 1999. - №9. - С.42-45. 146. Федоров, С.Г. Химическая переработка минеральных концентратов Кольского полуострова / С.Г. Федоров, А.И. Николаев и др. – Апатиты: КНЦ РАН, 2003. - 198с. 147. Брыляков, Ю.Е. Перспективы комплексного использования апатит-нефелиновых руд Хибинских месторождений / Ю.Е. Брыляков // Обогащение руд. – 2005. - №3 - С.28-31. 148. Плешаков, Ю.В. Технология комплексного обогащения апатит-нефелиновых руд / Ю.В. Плешаков, А.И. Алексеев, А.И. Николаев // Обогащение руд. – 2004 - №2. - С.15-17. 149. Турчанинов, И. А. Обогащение руд и проблема безотходной технологии / И. А. Турчанинов. - Л.: Наука, 1980. - 208с. 150. Николаев, А.И. Создание малого производства сварочных материалов из сырья Кольского полуострова / А.И.Николаев, А.И.Калугин, Ю.В.Плешаков и др. // Горнодобывающая промышленность Баренцева Евро-Арктического региона: взгляд в будущее: сборник докладов III Международной конференции горнопромышленного комплекса, 22-23 ноября 2012г. – Мурманск: Северная ТПП, 2013. – С.103-105.

125 ПРИЛОЖЕНИЯ Приложение 1 Таблица 1 – Средний минеральный состав наиболее распространенных разновидностей апатит-нефелиновых руд и пород Хибинских месторождений [17, 9-101] Апатит-нефелиновые руды Минералы Апатит Нефелин Эгирин Сфен Титаномаг-нетит Ильменит + энигматит Полевой шпат Прочие Апатит Нефелин Эгирин Сфен Титаномаг-нетит Полевой шпат Прочие Пятнистая Пятнисто- Линзовиднополосчатая полосчатая Сетчатая 74,62 14,85 5,89 1,35 0,39 0,20 43,33 42,09 7,69 2,21 2,02 0,28 31,71 51,84 9,25 2,64 2,55 0,65 1,55 1,15 0,68 1,70 0,45 1,51 Блоковая Массивная Брекчиевая Сфенапатитовая Апатитовый уртит Уртит массивный Уртитмассивн. полевоРисчорриты шпатовый Ийолит Уртитсфеновый Ийолит апатитовый МЕСТОРОЖДЕНИЯ ХИБИНСКОГО МАССИВА (В СРЕДНЕМ) 44,04 40,11 47,33 21,90 10,10 39,75 38,74 33,24 30,92 63,50 8,68 11,11 10,9 17,73 16,18 3,00 3,12 2,43 18,21 4,16 1,21 1,12 1,26 4,23 0,75 0,35 0,38 0,58 1,19 0,37 1,22 3,26 2,69 2,20 2,30 1,74 2,16 1,56 3,62 2,64 МЕСТОРОЖДЕНИЯ СЕВЕРО-ЗАПАДНОГО РУДНОГО ПОЛЯ Партомчоррское месторождение Апатит-нефелиновая руда Уртит апатитосфеновый 29,1 41,9 13,2 5,7 3,7 2,6 3,8 15,5 38,0 17,9 15,4 7,9 2,3 3,0 Уртит 15,2 5,9 17,3 6,1 5,1 2,9 2,5 5,7 57,9 19,9 7,5 3,7 2,4 2,9 Ийолиты 4,0 52,2 21,8 7,3 2,8 9,8 2,1 6,1 41,7 26,2 8,0 9,3 5,0 3,7

126 Продолжение таблицы 1 Минералы Пятнистая Пятнисто- Линзовиднополосчатая полосчатая Сетчатая Блоковая Массивная Брекчиевая Сфенапатитовая Апатитовый уртит Уртит массивный Уртитмассивн. полевоРисчорриты шпатовый Ийолит Уртитсфеновый МЕСТОРОЖДЕНИЯ ЮГО-ЗАПАДНОГО РУДНОГО ПОЛЯ (В СРЕДНЕМ): КУКИСВУМЧОРР, ЮКСПОР, АПАТИТОВЫЙ ЦИРК, ПЛАТО РАСВУМЧОРР, ЭВЕСЛОГЧОРР Апатит 74,75 45,87 31,41 44,33 39,69 47,48 22,31 11,06 2,55 0,96 1,17 Нефелин 15,04 39,89 51,53 40,05 42,59 32,61 30,19 62,85 66,78 42,63 49,59 Эгирин 5,52 7,65 9,53 8,32 10,29 10,99 16,49 15,85 18,15 10,48 38,49 Сфен 1,38 2,19 2,14 2,99 2,37 2,55 20,17 4,06 4,38 1,30 5,67 Титаномаг-нетит 0,41 1,48 2,67 1,25 0,88 1,36 4,08 0,95 1,16 0,3 1,48 Ильменит + 0,17 0,29 0,81 0,32 0,66 0,58 1,44 0,71 0,48 1,04 энигматит Полевой шпат 1,50 0,71 0,43 1,15 1,93 2,87 2,05 2,62 6,50 38,89 3,32 Прочие 1,23 1,92 1,48 1,59 1,59 1,56 3,27 1,9 0,0 4,4 0,28 Плато Расвумчорр Апатит 76,68 48,05 32,53 42,65 44,22 46,55 20,52 10,17 Нефелин 13,00 37,98 49,49 41,14 37,89 32,77 27,83 62,91 Эгирин 5,80 7,76 11,15 8,92 10,85 11,75 19,18 16,26 Сфен 1,26 2,07 1,63 2,85 2,09 1,92 22,76 4,15 Титаномаг-нетит 0,38 1,81 2,56 1,22 0,73 1,01 2,74 1,00 Ильменит + 0,16 0,27 0,91 0,33 0,66 0,34 1,31 0,55 энигматит Полевой шпат 1,59 0,78 0,44 1,34 2,37 4,11 3,89 3,27 Прочие 1,13 1,19 1,29 1,55 1,19 1,55 1,77 1,69 Эвеслогчоррское месторождение Апатит 75,39 39,13 26,42 4,26 56,27 11,41 12,46 2,70 Нефелин 15,19 46,19 48,13 53,94 29,73 25,14 54,20 60,61 Эгирин 3,40 7,83 14,64 16,64 6,97 13,41 16,10 19,58 Сфен 2,71 3,49 5,38 18,89 3,87 37,81 6,70 9,59 Титаномаг-нетит 0,47 1,55 2,96 3,04 0,73 7,45 0,17 2,21 Полевой шпат 0,46 0,41 0,75 0,98 0,93 1,53 5,92 2,40 Лепидо-мелан 0,51 1,11 1,45 0,66 0,28 0,43 1,97 Прочие 1,42 0,22 0,01 1,65 0,58 1,97 3,65 0,47 Ийолит апатитовый 5,36 42,50 37,57 5,60 2,59 0,64 3,86 1,88 4,5 43,4 38,1 4,0 1,8 7,1 1,1

127 Продолжение таблицы 1 Минералы Пятнистая Пятнисто- Линзовиднополосчатая полосчатая Сетчатая Блоковая Массивная Брекчиевая Сфенапатитовая Апатитовый уртит Уртит массивный Уртитмассивн. полевошпатовый Рисчорриты Ийолит Уртитсфенов ый Ийолит апатитовый МЕСТОРОЖДЕНИЯ ЮГО-ВОСТОЧНОГО РУДНОГО ПОЛЯ: КОАШВА, НЬОРКПАХК, ОЛЕНИЙ РУЧЕЙ Коашвинское месторождение Апатит Нефелин Эгирин Сфен Титаномагнетит Полевой шпат Прочие 44,62 40,48 6,62 3,10 1,97 2,81 0,40 Апатит Нефелин Эгирин Сфен Титаномагнетит Полевой шпат Прочие 66,02 20,32 9,44 1,32 0,29 2,29 0,32 68,30 21,90 5,20 1,30 0,60 2,40 0,30 50,67 34,13 7,37 1,95 1,32 2,79 1,77 21,17 49,19 16,89 2,75 0,58 6,91 2,51 Апатит Нефелин Эгирин Сфен Титаномагнетит Полевой шпат Прочие 76,21 12,82 6,35 2,29 0,29 2,03 0,01 67,02 18,62 8,63 1,85 0,45 3,37 0,06 55,78 28,74 9,25 2,70 0,74 2,48 0,31 34,10 45,11 12,82 4,19 0,44 3,26 0,08 29,66 14,14 46,57 43,10 11,37 13,55 4,34 18,80 1,73 5,90 5,54 3,79 0,79 0,72 Ньоркпахкское месторождение 39,60 32,36 39,65 37,28 11,69 17,74 1,98 2,72 0,56 0,78 5,05 6,36 1,47 2,76 Месторождение Олений Ручей 48,06 30,68 10,88 3,40 0,43 5,98 0,57 5,69 61,42 16,66 5,64 1,66 8,24 0,69 6,65 52,62 18,50 2,91 0,68 14,89 3,75 13,80 52,25 20,61 5,55 1,48 5,80 0,51 2,65 60,15 23,01 4,85 0,57 5,91 2,86 3,13 46,23 33,21 3,53 1,09 8,29 4,52 2,11 46,95 28,65 5,26 0,75 15,63 0,65 2,26 49,90 36,80 6,92 0,45 3,36 0,31 6,67 43,55 33,15 8,36 5,47 2,74 0,06

128 Приложение 2 25 Содержание Р2О5, % 20 15 y = 0,002x + 1,332 R² = 0,927 10 5 0 0 2000 4000 6000 8000 10000 Параметр РЛ, мВ Рисунок 1 – Корреляционная связь параметра рентгенолюминесценции и содержания Р2О5 (по керну скважины №2232) 35 30 Содержание Р2О5, % 25 20 y = 0,007x + 2,710 R² = 0,906 15 10 5 0 0 1000 2000 3000 4000 5000 Параметр РЛ, мВ Рисунок 2 – Корреляционная связь параметра рентгенолюминесценции и содержания Р2О5 (по керну скважины №2243)

129 Содержание Р2О5, % 20 15 y = 0,006x + 0,665 R² = 0,987 10 5 0 0 500 1000 1500 2000 2500 3000 Параметр РЛ, мВ Рисунок 3 – Корреляционная связь параметра рентгенолюминесценции и содержания Р2О5 в кусках крупностью -30+20мм (технологическая проба №1-ЛТП) 30 Содержание Р2О5, % 25 20 y = 0,016x + 0,601 R² = 0,993 15 10 5 0 0 200 400 600 800 1000 1200 1400 1600 1800 Параметр РЛ, мВ Рисунок 4 – Корреляционная связь параметра рентгенолюминесценции и содержания Р2О5 в кусках крупностью -50+30мм (технологическая проба №2-ЛТП)

130 Приложение 3 Таблица 2 – Фракционный состав апатитсодержащих руд месторождения «Олений Ручей» технологической пробы №1-ЛТП крупностью - 200+100мм по результатам разделения по содержанию Р2О5 в кусках Диапазон Выход № содержаний фракции, фракции Р2О5,% % 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 <0,5 0,5-1 1-1,5 1,5-2 2-4 4-8 8-13 13-20 20-30 >30 13,45 21,82 43,80 3,15 2,87 3,99 1,72 1,67 3,69 3,84 Содержание во фракции, % Р 2О 5 Al2O3 0,27 0,88 1,18 1,71 2,22 5,71 11,39 15,03 27,96 33,45 18,34 13,46 11,78 12,01 10,89 18,58 10,44 8,27 6,26 3,30 Породный продукт Содержание, % Выход, % Р2О5 Al2O3 13,45 35,27 79,07 82,22 85,09 89,08 90,80 92,47 96,16 100,00 0,27 0,65 0,94 0,97 1,02 1,23 1,42 1,66 2,67 3,85 18,34 15,32 13,36 13,31 13,22 13,46 13,41 13,31 13,04 12,67 Выход, % 100,00 86,55 64,73 20,93 17,78 14,91 10,92 9,20 7,53 3,84 Рудный продукт Содержание, % Р2О5 Al2O3 3,85 12,67 4,41 11,79 5,60 11,23 14,85 10,07 17,17 9,73 20,05 9,51 25,30 6,19 27,90 5,39 30,76 4,75 33,45 3,30 Извлечение, % Р 2О 5 Al2O3 100,00 100,00 99,05 80,53 94,08 57,35 80,62 16,64 79,23 13,66 77,57 11,19 71,66 5,33 66,59 3,92 60,06 2,82 33,29 1,00 Таблица 3 - Фракционный состав апатитсодержащих руд месторождения «Олений Ручей» технологической пробы №1-ЛТП крупностью 100+50мм по результатам разделения по содержанию Р2О5 в кусках Диапазон Выход № содержаний фракции, фракции Р2О5,% % 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 с<0,5 0,5≤с<1 1≤с<1,5 1,5≤с<2 2≤с<3 3≤с<4 4≤с<5 5≤с<6 6≤с<7 7≤с<10 10≤с<-15 с>15 7,64 8,96 41,26 8,40 2,45 7,29 1,56 6,27 3,97 3,56 4,52 4,12 Содержание во фракции, % Р 2О 5 Al2O3 0,33 0,85 1,22 1,67 2,66 3,63 4,68 5,47 6,36 8,50 11,36 36,35 19,20 13,92 10,96 11,09 10,40 17,28 16,45 16,33 14,51 15,51 12,62 2,07 Породный продукт Содержание, % Выход, % Р2О5 Al2O3 7,64 16,60 57,86 66,26 68,71 76,00 77,56 83,83 87,80 91,36 95,88 100,00 0,33 0,61 1,04 1,12 1,18 1,41 1,48 1,78 1,99 2,24 2,67 4,06 19,20 16,35 12,51 12,33 12,26 12,74 12,81 13,08 13,14 13,23 13,21 12,75 Выход, % 100,00 92,36 83,40 42,14 33,74 31,29 24,00 22,44 16,17 12,20 8,64 4,12 Рудный продукт Содержание, % Р2О5 Al2O3 4,06 12,75 4,36 12,21 4,74 12,03 8,19 13,08 9,81 13,57 10,37 13,82 12,42 12,77 12,96 12,52 15,86 11,04 18,96 9,90 23,27 7,59 36,35 2,07 Извлечение, % Р 2О 5 Al2O3 100,00 100,00 99,38 88,48 97,49 78,70 85,10 43,24 81,64 35,93 80,03 33,93 73,51 24,05 71,71 22,04 63,24 14,00 57,01 9,48 49,56 5,15 36,89 0,67 -

131 Таблица 4 - Фракционный состав апатитсодержащих руд месторождения «Олений Ручей» технологической пробы №1-ЛТП крупностью - 50+30мм по результатам разделения по содержанию Р2О5 в кусках Диапазон Выход № содержаний фракции, фракции Р2О5,% % 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 с<0,5 0,5≤с<1 1≤с<1,5 1,5≤с<2 2≤с<3 3≤с<4 4≤с<5 5≤с<6 6≤с<7 7≤с<10 10≤с<15 15≤с<20 с>20 1,96 23,82 30,88 6,73 4,99 8,08 3,60 6,71 1,88 5,29 1,37 2,87 1,82 Содержание во фракции, % Р 2О 5 Al2O3 0,35 0,72 1,26 1,62 2,26 3,64 4,37 5,40 6,78 8,22 13,03 16,69 28,39 28,13 14,98 12,54 11,50 12,57 17,67 17,51 16,06 13,85 14,71 10,61 13,70 4,74 Породный продукт Содержание, % Выход, % Р2О5 Al2O3 1,96 25,78 56,66 63,39 68,38 76,45 80,06 86,76 88,64 93,93 95,30 98,18 100,00 0,35 0,69 1,00 1,07 1,15 1,42 1,55 1,85 1,95 2,31 2,46 2,88 3,34 28,13 15,98 14,11 13,83 13,74 14,15 14,30 14,44 14,43 14,44 14,39 14,37 14,19 Выход, % 100,00 98,04 74,22 43,34 36,61 31,62 23,55 19,94 13,24 11,36 6,07 4,70 1,82 Рудный продукт Содержание, % Р2О5 Al2O3 3,34 14,19 3,40 13,91 4,26 13,57 6,40 14,30 7,28 14,82 8,07 15,18 9,59 14,32 10,53 13,74 13,13 12,57 14,18 12,36 19,37 10,31 21,22 10,23 28,39 4,74 Извлечение, % Р 2О 5 Al2O3 100,00 100,00 99,79 96,11 94,67 70,97 83,00 43,68 79,73 38,23 76,37 33,81 67,56 23,76 62,85 19,31 52,01 11,73 48,21 9,89 35,19 4,41 29,82 3,38 15,47 0,61 Таблица 5 - Фракционный состав апатитсодержащих руд месторождения «Олений Ручей» технологической пробы №1-ЛТП крупностью 30+20мм по результатам разделения по содержанию Р2О5 в кусках Диапазон Выход № содержаний фракции, фракции Р2О5,% % 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 с<0,5 0,5≤с<1 1≤с<1,5 1,5≤с<2 2≤с<3 3≤с<4 4≤с<5 5≤с<7 7≤с<10 10≤с<15 с>15 19,85 12,84 17,80 12,57 7,94 4,49 6,50 7,06 6,40 2,15 2,40 Содержание во фракции, % Р 2О 5 Al2O3 0,33 0,83 1,32 1,68 2,18 3,54 4,58 5,44 7,92 11,59 16,43 19,99 16,14 10,97 12,16 13,99 17,67 14,24 14,97 16,88 16,11 9,65 Породный продукт Содержание, % Выход, % Р2О5 Al2O3 19,85 32,69 50,49 63,06 71,00 75,49 81,99 89,05 95,45 97,60 100,00 0,33 0,52 0,80 0,98 1,11 1,26 1,52 1,83 2,24 2,45 2,78 19,99 18,48 15,83 15,10 14,98 15,14 15,06 15,06 15,18 15,20 15,07 Выход, % 100,00 80,15 67,31 49,51 36,94 29,00 24,51 18,01 10,95 4,55 2,40 Рудный продукт Содержание, % Р2О5 Al2O3 2,78 15,07 3,39 13,85 3,88 13,41 4,80 14,29 5,86 15,01 6,86 15,29 7,47 14,85 8,52 15,08 10,50 15,15 14,14 12,70 16,43 9,65 Извлечение, % Р 2О 5 Al2O3 100,00 100,00 97,67 73,65 93,86 59,90 85,39 46,95 77,80 36,80 71,57 29,43 65,85 24,16 55,15 18,02 41,35 11,01 23,12 3,83 14,16 1,54 -

132 Таблица 6 – Фракционный состав апатитсодержащих руд по результатам рентгенолюминесцентного разделения керна скважины №2232 (рудная зона №1) Содержание во фракции, % Р2О5 Al2O3 Породный продукт Выход фракции, Содержание, % Выход, % % Р2О5 Al2O3 Рудный продукт Содержание, % Извлечение, % Р 2О 5 Al2O3 Р2О5 Al2O3 № Пределы фракции (параметр РЛ, мВ) 1 h<120 0,38 14,97 4,34 4,34 0,38 14,97 95,66 9,40 13,31 99,82 95,14 2 120≤h<240 0,53 16,66 6,82 11,16 0,47 16,00 88,84 10,08 13,06 99,41 86,66 3 240≤h<360 0,81 16,34 8,83 19,99 0,62 16,15 80,01 11,10 12,69 98,62 75,88 4 360≤h<640 1,31 14,23 9,44 29,43 0,84 15,53 70,57 12,41 12,49 97,25 65,84 5 640≤h<940 2,09 13,37 3,17 32,61 0,96 15,32 67,39 12,90 12,45 96,51 62,67 6 940≤h<1720 4,24 14,42 3,26 35,87 1,26 15,24 64,13 13,34 12,35 94,98 59,16 7 1720≤h<2880 6,99 13,91 4,82 40,68 1,94 15,08 59,32 13,86 12,22 91,24 54,15 8 2880≤h<3400 7,78 14,93 4,79 45,47 2,55 15,07 54,53 14,39 11,98 87,10 48,81 Выход, % 9 3400≤h<4000 10,76 13,58 5,20 50,67 3,40 14,92 49,33 14,77 11,81 80,89 43,53 10 4000≤h<4600 9,46 13,67 6,74 57,41 4,11 14,77 42,59 15,61 11,52 73,82 36,65 11 4600≤h<5500 12,58 12,99 10,76 68,16 5,44 14,49 31,84 16,63 11,02 58,80 26,21 12 5500≤h<7000 13,36 11,94 10,17 78,33 6,47 14,16 21,67 18,17 10,59 43,72 17,14 13 7000≤h<8500 15,82 11,53 8,28 86,61 7,37 13,91 13,39 19,62 10,01 29,17 10,01 14 h≥8500 19,62 10,01 13,39 100,00 9,01 13,38

133 Таблица 7 – Фракционный состав апатитсодержащихруд по результатам рентгенолюминесцентного разделения керна скважины №2232 (рудная зона №1 с учетом проектного разубоживания 18%) Содержание во Выход фракции, % фракции, % РО Al O Породный продукт Рудный продукт № Пределы фракции (параметр РЛ, мВ) 1 h<200 0,42 16,20 13,33 13,33 0,42 16,20 2 200≤h<400 0,81 16,11 17,27 30,60 0,64 3 400≤h<640 1,38 14,05 10,26 40,86 4 640≤h<940 2,09 13,35 3,49 5 940≤h<1480 3,99 13,59 6 1480≤h<2160 5,38 7 2160≤h<2520 8 9 Содержание, % Р2О5 Al2O3 Извлечение, % Р 2О 5 Al2O3 86,67 8,66 13,41 99,27 84,34 16,15 69,40 10,62 12,74 97,42 64,16 0,82 15,62 59,14 12,22 12,52 95,55 53,70 44,35 0,92 15,44 55,65 12,86 12,46 94,59 50,31 1,92 46,28 1,05 15,36 53,72 13,18 12,42 93,57 48,42 16,11 2,02 48,30 1,23 15,40 51,70 13,48 12,28 92,14 46,05 6,61 13,71 1,28 49,59 1,37 15,35 50,41 13,66 12,24 91,01 44,78 2520≤h<3000 7,77 13,91 3,00 52,58 1,74 15,27 47,42 14,03 12,14 87,94 41,75 3000≤h<3600 8,59 14,35 3,96 56,55 2,22 15,21 43,45 14,53 11,94 83,43 37,62 10 3600≤h<4000 11,14 13,65 2,92 59,47 2,65 15,13 40,53 14,77 11,81 79,13 34,73 11 4000≤h<4600 9,46 13,67 5,54 65,01 3,23 15,01 34,99 15,61 11,52 72,21 29,24 12 4600≤h<5000 11,83 13,06 3,02 68,02 3,62 14,92 31,98 15,97 11,37 67,49 26,38 13 5000≤h<5500 12,97 12,95 5,82 73,84 4,35 14,76 26,16 16,63 11,02 57,52 20,91 14 5500≤h<6000 12,37 11,92 4,85 78,69 4,85 14,59 21,31 17,61 10,82 49,58 16,72 15 6000≤h<6500 12,92 12,96 1,73 80,42 5,02 14,55 19,58 18,02 10,63 46,64 15,09 16 6500≤h<7000 16,49 11,01 1,78 82,20 5,27 14,48 17,80 18,17 10,59 42,77 13,68 17 7000≤h<7500 16,09 11,72 3,38 85,57 5,69 14,37 14,43 18,66 10,32 35,59 10,81 18 7500≤h<8000 15,62 11,50 2,26 87,83 5,95 14,29 12,17 19,22 10,11 30,92 8,92 19 8000≤h<8500 15,45 11,02 1,17 89,00 6,07 14,25 11,00 19,62 10,01 28,53 7,99 20 8500≤h<9000 16,32 11,23 3,04 92,04 6,41 14,15 7,96 20,89 9,54 21,97 5,51 21 9000≤h<9500 16,94 12,15 2,41 94,45 6,68 14,10 5,55 22,60 8,41 16,58 3,39 22 h≥9500 22,60 8,41 5,55 100,00 7,57 13,78 2 5 2 Выход, % 3 Содержание, % Р2О5 Al2O3 Выход, %

134 Таблица 8 – Фракционный состав апатитсодержащихруд по результатам рентгенолюминесцентного разделения керна скважины №2232 (рудная зона №2) Содержание во Выход фракции, % фракции, % РО Al O Породный продукт Рудный продукт № Пределы фракции (параметр РЛ, мВ) 1 h<40 0,38 16,00 4,67 4,67 0,38 16,00 2 160≤h<200 0,62 16,54 3,94 8,61 0,49 3 280≤h<400 1,08 14,97 3,50 12,11 4 760≤h<820 2,49 13,20 1,38 5 940≤h<1000 3,17 12,99 6 1160≤h<1240 4,23 7 1400≤h<1480 8 9 Содержание, % Р2О5 Al2O3 Извлечение, % Р 2О 5 Al2O3 95,33 8,53 13,66 99,78 94,57 16,25 91,39 8,87 13,53 99,48 89,84 0,66 15,88 87,89 9,19 13,48 99,02 86,03 13,49 0,85 15,60 86,51 9,29 13,48 98,60 84,71 2,49 15,98 1,21 15,20 84,02 9,47 13,50 97,63 82,36 12,20 2,80 18,77 1,66 14,75 81,23 9,65 13,54 96,18 79,89 5,45 15,52 6,10 24,87 2,59 14,94 75,13 10,00 13,38 92,11 73,01 1640≤h<1720 6,25 15,57 2,25 27,13 2,89 14,99 72,87 10,11 13,31 90,38 70,46 1920≤h<2040 6,16 14,05 9,34 36,46 3,73 14,75 63,54 10,69 13,20 83,32 60,93 10 2280≤h<2400 7,02 13,94 8,83 45,29 4,37 14,59 54,71 11,28 13,09 75,72 51,99 11 2640≤h<2760 8,50 13,22 6,30 51,59 4,87 14,43 48,41 11,65 13,07 69,15 45,95 12 3000≤h<3200 8,84 14,18 11,07 62,66 5,58 14,38 37,34 12,48 12,74 57,15 34,54 13 3600≤h<3800 10,97 12,71 7,97 70,63 6,18 14,19 29,37 12,89 12,74 46,42 27,18 14 4200≤h<4400 10,36 13,66 10,67 81,30 6,73 14,12 18,70 14,33 12,22 32,86 16,60 15 4800≤h<5000 12,29 13,23 6,36 87,66 7,14 14,06 12,34 15,38 11,70 23,27 10,49 16 6000≤h<6500 15,38 11,70 12,34 100,00 8,15 13,77 2 5 2 Выход, % 3 Содержание, % Р2О5 Al2O3 Выход, %

135 Таблица 9 – Фракционный состав апатитсодержащихруд по результатам рентгенолюминесцентного разделения керна скважины №2232 (рудная зона №2 с учетом проектного разубоживания 18%) № Пределы фракции (параметр РЛ, мВ) Содержание во фракции, % Р 2 О5 Al2O3 Выход фракции, % Породный продукт Выход, % Содержание, % Р2О5 Al2O3 Рудный продукт Выход, % Содержание, % Извлечение, % Р 2О 5 Al2O3 Р 2О 5 Al2O3 1 h<200 0,41 15,48 9,03 9,03 0,41 15,48 90,97 7,58 13,63 99,47 89,87 2 200≤h<400 0,81 16,00 5,74 14,77 0,57 15,68 85,23 8,03 13,47 98,79 83,22 3 400≤h<640 1,40 14,02 7,47 22,24 0,85 15,13 77,76 8,67 13,42 97,28 75,62 4 640≤h<940 2,19 12,73 6,37 28,61 1,15 14,59 71,39 9,25 13,48 95,27 69,75 5 940≤h<1480 4,03 13,65 6,79 35,40 1,70 14,41 64,60 9,80 13,47 91,32 63,04 6 1480≤h<2160 6,02 14,80 9,73 45,13 2,63 14,50 54,87 10,47 13,23 82,86 52,60 7 2160≤h<2520 6,70 13,78 9,18 54,31 3,32 14,37 45,69 11,22 13,12 73,99 43,43 8 2520≤h<3000 8,45 13,46 6,02 60,33 3,83 14,28 39,67 11,65 13,07 66,65 37,56 9 3000≤h<3600 8,84 14,18 9,07 69,41 4,49 14,27 30,59 12,48 12,74 55,08 28,24 10 3600≤h<4000 11,57 13,17 4,52 73,93 4,92 14,20 26,07 12,64 12,66 47,53 23,92 11 4000≤h<4200 9,49 13,62 7,85 81,78 5,36 14,15 18,22 13,99 12,25 36,78 16,17 12 4600≤h<5000 11,80 13,12 4,40 86,18 5,69 14,09 13,82 14,69 11,97 29,29 11,98 13 5000≤h<5500 12,97 12,95 2,82 89,00 5,92 14,06 11,00 15,13 11,72 24,02 9,34 14 5500≤h<6000 12,37 11,92 0,89 89,89 5,98 14,04 10,11 15,38 11,70 22,43 8,57 15 6000≤h<6500 12,92 12,96 2,06 91,95 6,14 14,01 8,05 16,01 11,38 18,58 6,63 16 6500≤h<7000 16,49 11,01 2,51 94,46 6,41 13,93 5,54 15,79 11,55 12,62 4,63 17 7000≤h<7500 16,09 11,72 2,17 96,63 6,63 13,88 3,37 15,60 11,43 7,57 2,79 18 7500≤h<8000 15,62 11,50 2,90 99,54 6,89 13,81 0,46 15,45 11,02 1,03 0,37 19 h≥8000 15,45 11,02 0,46 100,00 6,93 13,80 9,25 13,48 95,27 69,75

136 Таблица 10 – Фракционный состав апатитсодержащихруд по результатам рентгенолюминесцентного разделения керна скважины №2243 (рудная зона №1) № Пределы фракции (параметр РЛ, мВ) Содержание во фракции, % Р 2 О5 Al2O3 Выход фракции, % Породный продукт Выход, % Содержание, % Р2О5 Al2O3 Рудный продукт Выход, % Содержание, % Извлечение, % Р2О5 Al2O3 Р 2О 5 Al2O3 100,00 16,68 11,90 100,00 100,00 1 < 100 0,85 17,91 11,156 11,16 0,85 17,91 88,84 18,67 11,15 99,43 83,21 2 100≤h<200 1,42 16,03 6,96 18,12 1,07 17,19 81,88 20,14 10,73 98,84 73,83 3 200≤h<350 2,44 13,64 1,65 19,77 1,19 16,89 80,23 20,50 10,67 98,59 71,93 4 350≤h<700 5,28 15,68 3,40 23,17 1,79 16,72 76,83 21,18 10,45 97,52 67,45 5 700≤h<1020 10,99 14,49 4,30 27,47 3,23 16,37 72,53 21,78 10,21 94,68 62,21 6 1020≤h<1320 15,38 13,76 6,09 33,57 5,43 15,89 66,43 22,37 9,88 89,07 55,17 7 1320≤h<1380 16,15 12,68 6,87 40,44 7,25 15,35 59,56 23,09 9,56 82,42 47,84 8 1500≤h<1800 18,85 11,91 8,72 49,16 9,31 14,74 50,84 23,81 9,16 72,56 39,12 9 1800≤h<2100 18,69 11,77 10,36 59,52 10,95 14,22 40,48 25,12 8,49 60,95 28,86 10 2100≤h<2500 22,25 10,30 11,37 70,89 12,76 13,59 29,11 26,24 7,78 45,79 19,02 11 2500≤h<2700 23,23 9,59 7,35 78,24 13,74 13,22 21,76 27,26 7,16 35,56 13,10 12 2700≤h<2900 24,50 8,58 4,26 82,50 14,30 12,98 17,50 27,93 6,82 29,30 10,03 13 2900≤h<3100 26,33 7,71 2,97 85,47 14,72 12,79 14,53 28,26 6,64 24,61 8,10 14 3100≤h<3300 24,21 8,85 3,79 89,26 15,12 12,63 10,74 29,69 5,86 19,11 5,29 15 3300≤h<3500 25,95 7,54 1,22 90,48 15,26 12,56 9,52 30,17 5,64 17,22 4,51 16 3500≤h<3800 29,27 6,45 2,36 92,84 15,62 12,40 7,16 30,47 5,37 13,08 3,23 17 3800≤h<4100 29,47 5,97 2,25 95,09 15,95 12,25 4,91 30,93 5,10 9,11 2,11 18 4100≤h<4400 30,38 5,68 1,77 96,86 16,21 12,13 3,14 31,24 4,77 5,88 1,26 19 4400≤h<4700 30,77 4,90 1,07 97,93 16,37 12,05 2,07 31,48 4,71 3,90 0,82 20 h≥4700 2,07 100,00 16,68 11,90 31,48 4,71

137 Таблица 11 – Фракционный состав апатитсодержащихруд по результатам рентгенолюминесцентного разделения керна скважины №2243 (рудная зона №1 с учетом проектного разубоживания 18%) № Пределы фракции (параметр РЛ, мВ) Содержание во фракции, % Р 2 О5 Al2O3 Выход фракции, % Породный продукт Выход, % Содержание, % Р2О5 Al2O3 Рудный продукт Выход, % Содержание, % Извлечение, % Р2О5 Al2O3 Р 2О 5 Al2O3 100 14,00 12,76 100 100 1 < 100 0,85 17,84 19,20 19,20 0,85 17,84 80,80 21,24 15,31 99,06 78,32 2 100≤h<200 1,40 16,20 10,74 29,94 1,05 17,25 70,06 19,54 10,84 97,76 59,52 3 200≤h<230 1,79 13,83 1,43 31,37 1,08 17,10 68,63 19,90 10,78 97,58 57,99 4 230≤h<260 2,16 13,82 0,50 31,87 1,10 17,04 68,13 20,04 10,76 97,50 57,44 5 260≤h<290 2,76 12,09 0,41 32,28 1,12 16,98 67,72 20,14 10,75 97,42 57,05 6 290≤h<320 2,74 14,23 0,62 32,90 1,15 16,93 67,10 20,30 10,72 97,30 56,37 7 320≤h<350 3,51 13,60 0,38 33,28 1,18 16,89 66,72 20,40 10,71 97,20 55,96 8 350≤h<700 5,29 15,62 2,89 36,17 1,51 16,79 63,83 21,08 10,48 96,11 52,43 9 700≤h<1020 10,86 14,45 3,79 39,96 2,39 16,57 60,04 21,72 10,23 93,17 48,13 10 1020≤h<1320 15,34 13,76 5,21 45,17 3,89 16,24 54,83 22,33 9,90 87,46 42,52 11 1320≤h<1500 16,14 12,68 5,85 51,02 5,29 15,84 48,98 23,07 9,57 80,72 36,71 12 1500≤h<1700 18,03 12,07 4,87 55,88 6,40 15,51 44,12 23,63 9,29 74,45 32,11 13 1700≤h<2000 19,08 11,57 7,31 63,19 7,87 15,05 36,81 24,53 8,84 64,49 25,48 14 2000≤h<2300 21,11 11,01 8,72 71,91 9,47 14,56 28,09 25,59 8,16 51,34 17,96 15 2300≤h<2700 22,68 9,90 10,24 82,15 11,12 13,98 17,85 27,26 7,16 34,76 10,02 16 2700≤h<3300 24,89 8,44 9,04 91,19 12,48 13,43 8,81 29,69 5,86 18,68 4,04 17 3300≤h<4100 28,65 6,49 4,78 95,97 13,29 13,09 4,03 30,93 5,10 8,90 1,61 18 4100≤h<4700 30,53 5,39 2,33 98,31 31,48 4,71 3,81 0,63 h≥4700 31,48 4,71 1,69 100,00 12,90 12,76 1,69 19 13,70 14,00

138 Таблица 12 – Фракционный состав апатитсодержащихруд по результатам рентгенолюминесцентного разделения керна скважины №2243 (рудная зона №2 с учетом проектного разубоживания 18%) № 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 14 15 16 17 18 19 20 Пределы фракции Содержание во фракции, % (параметр РЛ, мВ) Р 2 О5 Al2O3 < 100 100≤h<160 160≤h<180 180≤h<200 200≤h<230 230≤h<260 260≤h<290 290≤h<350 350≤h<470 470≤h<700 700≤h<900 900≤h<1200 1200≤h<1500 1500≤h<2000 2000≤h<2500 2500≤h<3100 3100≤h<3500 3500≤h<4100 4100≤h<4700 h≥4700 0,91 1,26 1,46 1,74 1,79 2,16 2,76 2,74 3,64 4,80 10,42 12,67 16,89 18,97 21,35 24,58 25,11 29,38 30,38 31,30 17,99 17,02 15,26 14,56 13,83 13,82 12,09 14,23 13,85 15,51 14,63 13,64 12,51 11,71 10,55 8,69 8,17 6,20 5,68 4,76 Породный продукт Выход фракции, % Выход, % 6,70 6,02 1,13 1,92 0,85 0,75 0,22 0,07 0,55 1,97 2,55 3,00 3,39 5,03 5,84 9,37 8,27 16,83 7,70 17,85 6,70 12,72 13,85 15,77 16,62 17,37 17,58 17,66 18,20 20,17 22,72 25,72 29,11 34,15 39,98 49,35 57,62 74,45 82,15 100,00 Содержание, % Р2О5 Al2O3 0,91 1,07 1,11 1,18 1,21 1,26 1,27 1,28 1,35 1,69 2,67 3,83 5,35 7,36 9,40 12,29 14,13 17,57 18,77 21,01 17,99 17,53 17,34 17,00 16,84 16,71 16,66 16,65 16,56 16,46 16,25 15,95 15,55 14,98 14,34 13,26 12,53 11,10 10,59 9,55 Рудный продукт Выход, % 100 93,30 87,28 86,15 84,23 83,38 82,63 82,42 82,34 81,80 79,83 77,28 74,28 70,89 65,85 60,02 50,65 42,38 25,55 17,85 Содержание, % Извлечение, % Р 2О 5 Al2O3 Р2О5 Al2O3 21,01 22,45 23,91 24,21 24,72 24,96 25,16 25,22 25,24 25,38 25,89 26,40 26,96 27,44 28,09 28,74 29,51 30,37 31,02 31,30 9,55 8,95 8,39 8,30 8,16 8,10 8,05 8,04 8,03 7,99 7,81 7,58 7,34 7,09 6,73 6,36 5,93 5,50 5,04 4,76 100 99,71 99,35 99,27 99,11 99,04 98,96 98,93 98,92 98,83 98,38 97,11 95,31 92,58 88,04 82,10 71,14 61,26 37,73 26,59 100 87,39 76,66 74,85 71,92 70,69 69,61 69,34 69,23 68,44 65,24 61,33 57,05 52,61 46,44 39,99 31,46 24,39 13,47 8,89

139 Таблица 13 - Фракционный состав апатитсодержащихруд пробы №2-ЛТП крупностью +100 мм по результатам РЛ разделения кусков Содержание во Выход № Диапазон фракции, % фракций, фракции параметра РЛ, мВ % Р2О5 Al2O3 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 h< 30 30≤h<60 60≤h<90 90≤h<120 120≤h<150 150≤h<200 200≤h<300 300≤h<400 400≤h<600 600≤h<800 800≤h<1000 h≥1000 51,36 18,42 6,26 3,30 1,79 2,45 1,71 1,18 4,51 1,37 1,15 6,48 0,71 1,03 1,70 2,39 1,54 3,66 5,72 5,12 10,46 8,81 16,13 32,05 18,07 15,82 18,28 17,13 16,67 19,09 20,56 18,21 15,87 20,11 15,05 5,71 Породный продукт Содержание, % Выход, % Р2О5 Al2O3 51,36 69,79 76,05 79,36 81,14 83,60 85,31 86,49 91,00 92,37 93,52 100,00 0,71 0,79 0,87 0,93 0,95 1,03 1,12 1,17 1,63 1,74 1,92 3,87 18,07 17,48 17,54 17,53 17,51 17,55 17,61 17,62 17,53 17,57 17,54 16,77 Выход, % 100,00 48,64 30,21 23,95 20,64 18,86 16,40 14,69 13,51 9,00 7,63 6,48 Рудный продукт Содержание, % Р2О5 Al2O3 3,87 16,77 7,21 15,41 10,98 15,15 13,40 14,34 15,17 13,89 16,46 13,63 18,37 12,81 19,85 11,91 21,13 11,36 26,48 9,09 29,65 7,12 32,05 5,71 Извлечение, % Р2О5 Al2O3 100,00 100,00 90,58 44,67 85,68 27,29 82,92 20,47 80,89 17,10 80,17 15,32 77,86 12,53 75,33 10,43 73,76 9,15 61,58 4,88 58,46 3,24 53,67 2,21 Таблица 14 - Фракционный состав апатитсодержащихруд пробы №2-ЛТП крупностью -100+50 мм по результатам РЛ разделения кусков Содержание во Выход № Диапазон фракции, % фракций, фракции параметра РЛ, мВ % Р2О5 Al2O3 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 14 h< 40 40≤h<70 70≤h<100 100≤h<130 130≤h<160 160≤h<200 200≤h<300 300≤h<400 400≤h<600 600≤h<800 800≤h<1000 1000≤h<1500 1500≤h<2000 h≥2000 19,16 25,13 17,40 6,65 3,71 3,03 2,20 2,66 1,32 4,52 0,89 2,58 3,89 6,86 0,63 0,84 0,92 1,21 1,19 1,60 3,62 3,38 5,97 6,63 17,48 22,76 23,31 30,10 18,30 17,43 17,25 16,63 16,13 19,34 22,23 15,46 18,65 17,36 13,02 9,25 8,67 6,27 Породный продукт Содержание, % Выход, % Р2О5 Al2O3 19,16 44,30 61,69 68,34 72,05 75,08 77,28 79,94 81,27 85,78 86,67 89,25 93,14 100,00 0,63 0,75 0,80 0,84 0,86 0,89 0,96 1,04 1,12 1,41 1,58 2,19 3,07 4,93 18,30 17,81 17,65 17,55 17,48 17,55 17,69 17,61 17,63 17,61 17,57 17,33 16,97 16,23 Выход, % 100,00 80,84 55,70 38,31 31,66 27,95 24,92 22,72 20,06 18,73 14,22 13,33 10,75 6,86 Рудный продукт Содержание, % Р2О5 Al2O3 4,93 16,23 5,95 15,74 8,25 14,98 11,58 13,95 13,76 13,38 15,42 13,02 17,10 12,25 18,41 11,29 20,41 10,73 21,42 10,17 26,12 7,89 26,70 7,55 27,64 7,14 30,10 6,27 Извлечение, % Р2О5 Al2O3 100,00 100,00 97,55 78,39 93,27 51,40 90,02 32,92 88,38 26,11 87,49 22,42 86,51 18,81 84,89 15,80 83,06 13,26 81,46 11,74 75,38 6,91 72,24 6,20 60,32 4,73 41,93 2,65

140 Таблица 15 - Фракционный состав апатитсодержащихруд пробы №2-ЛТП крупностью -50+30 мм по результатам РЛ разделения кусков Содержание во Выход № Диапазон фракции, % фракций, фракции параметра РЛ, мВ % Р2О5 Al2O3 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 h< 40 40≤h<70 70≤h<100 100≤h<130 130≤h<160 160≤h<200 200≤h<300 300≤h<400 400≤h<600 h≥600 37,82 14,51 8,46 3,36 2,25 3,15 4,20 2,36 1,97 21,92 0,73 1,21 1,30 1,96 4,27 3,16 4,23 6,55 9,84 28,31 19,27 16,37 16,56 15,59 16,91 19,73 17,83 18,11 16,80 7,70 Породный продукт Содержание, % Выход, % Р2О5 Al2O3 37,82 52,33 60,79 64,15 66,40 69,55 73,75 76,11 78,08 100,00 0,73 0,86 0,92 0,98 1,09 1,18 1,36 1,52 1,73 7,56 19,27 18,47 18,20 18,06 18,02 18,10 18,09 18,09 18,05 15,78 Выход, % 100,00 62,18 47,67 39,21 35,85 33,60 30,45 26,25 23,89 21,92 Рудный продукт Содержание, % Р2О5 Al2O3 7,56 15,78 11,71 13,67 14,90 12,84 17,84 12,04 19,32 11,71 20,33 11,36 22,11 10,49 24,97 9,32 26,79 8,45 28,31 7,70 Извлечение, % Р2О5 Al2O3 100,00 100,00 96,35 53,83 94,02 38,78 92,57 29,91 91,70 26,59 90,42 24,18 89,10 20,24 86,75 15,50 84,71 12,79 82,14 10,69 Таблица 16 - Фракционный состав апатитсодержащихруд пробы №2-ЛТП крупностью -30+20 мм по результатам РЛ разделения кусков Содержание во Выход № Диапазон фракции, % фракций, фракции параметра РЛ, мВ % Р2О5 Al2O3 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 h< 20 20≤h<40 40≤h<60 60≤h<80 80≤h<100 100≤h<130 130≤h<200 200≤h<350 350≤h<500 h≥500 31,13 23,19 7,63 4,10 2,01 1,96 3,84 2,60 2,66 20,88 0,75 1,36 1,64 1,68 1,86 3,08 4,51 8,87 11,17 26,63 18,12 17,00 16,58 17,91 18,88 19,33 18,63 16,75 14,64 8,41 Породный продукт Содержание, % Выход, % Р2О5 Al2O3 31,13 54,32 61,94 66,04 68,05 70,02 73,86 76,46 79,12 100,00 0,75 1,01 1,09 1,12 1,15 1,20 1,37 1,63 1,95 7,10 18,12 17,64 17,51 17,54 17,58 17,62 17,68 17,65 17,54 15,64 Выход, % 100,00 68,87 45,68 38,06 33,96 31,95 29,98 26,14 23,54 20,88 Рудный продукт Содержание, % Р2О5 Al2O3 7,10 15,64 9,97 14,51 14,35 13,25 16,89 12,59 18,73 11,94 19,79 11,51 20,88 11,00 23,29 9,87 24,88 9,11 26,63 8,41 Извлечение, % Р2О5 Al2O3 100,00 100,00 96,71 63,93 92,27 38,72 90,51 30,63 89,54 25,94 89,02 23,51 88,16 21,08 85,72 16,51 82,48 13,72 78,29 11,23

141 Приложение 4 Хибинские апатитсодержащие руды обладают редчайшим минералогическим составом: апатит, нефелин, сфен, эгирин, редкие земли, галлий, рубидий цезий и др. Апатит – единственный концентратор фосфора в породах Хибин, содержит три попутных полезных компонента, состоящих на государственном балансе запасов Российской Федерации: фтор, редкие земли (трехокись), стронций (двуокись). В одной тонне апатитового концентрата (39% Р2О5) содержится стронция 26,2 кг, фтора – 30,2кг, редких земель – 6,6кг. В одной тонне нефелинового концентрата теоретически содержится галлия 0,03кг, рубидия – 0,135кг, цезия – 0,001кг. Сфен концентрирует два полезных компонента, состоящих на государственном балансе запасов Российской Федерации – ниобий и титан [109]. В настоящее время технология переработки апатитсодержащей руды на ГОК «Олений Ручей» (АО «СЗФК») осуществляется по варианту А (рис.5): получение апатитового концентрата и дальнейшая его переработка. Хвосты апатитовой флотации, являющиеся сырьем для получения нефелинового, титаномагнетитового, сфенового и эгиринового концентратов, направляются в хвостохранилище. Апатитовый концентрат является сырьем для производства фосфорной кислоты, простого и двойного суперфосфатов, желтого фосфора, аммофоса, кормовых добавок, фосфорнокислых солей и других фосфорсодержащих соединений, а также источником редкоземельных элементов (РЗЭ) для создания сверхпроводящих материалов. Среднее содержание РЗЭ в апатите, представленном на месторождении «Олений Ручей», составляет порядка 0,8% [143]. Исходная руда Апатитовая флотация АПАТИТОВЫЙ КОНЦЕНТРАТ ХВОСТЫ АПАТИТОВОЙ ФЛОТАЦИИ Переработка Сырье для производства фосфорной кислоты, простого и двойного суперфосфатов, желтого фосфора, аммофоса, кормовых добавок, фосфорнокислых солей и других фосфорсодержащих соединений Концентрат РЗЭ Переработка ТИТАНОМАГНЕТИТОВЫЙ КОНЦЕНТРАТ Переработка НЕФЕЛИНОВЫЙ КОНЦЕНТРАТ Переработка ЭГИНИРОВЫЙ КОНЦЕНТРАТ СФЕНОВЫЙ КОНЦЕНТРАТ А Рисунок 5 – Схема комплексной переработки апатитсодержащих руд Хибинского массива Б

142 В таблицах 17 - 18 приведены результаты флотационного обогащения исходной руды и прошедшей предконцентрацию с учетом расчетного содержания суммы триоксидов редкоземельных элементов (ΣTR2O3) в продуктах переработки. Таблица 17 – Флотация исходной руды Наименование продукта Выход, % Апатитовый концентрат 25,69 Хвосты апатитовой флотации 74,31 Исходная руда 100,00 Таблица 18 – Флотация рудного продукта предконцентрации Содержание, % Р2О5 ΣTR2O3 39,75 0,776 0,60 0,012 10,44 0,204 Содержание, % Р2О5 ΣTR2O3 Апатитовый концентрат 24,33 40,49 0,796 Хвосты апатитовой флотации 38,77 0,77 0,015 Крупнокусковые хвосты предконцентрации 36,90 0,86 0,017 Исходная руда 100,00 15,52 0,303 Расчет показал, что для получения 1 кг ΣTR2O3 необходимо переработать в 1,5 раза Наименование продукта Выход, % меньше руды (исходная руда – 5,02 т, рудный продукт предконцентрации – 3,26 т). Комплексная переработка апатитсодержащей руды предполагает получение нефелинового, титаномагнетитового, сфенового и эгиринового концентратов из хвостов апатитовой флотации по варианту Б (рис.5). В работах [144-149] представлен ряд существующих технологических схем получения этих концентратов. Оценка возможных технологических показателей комплексной переработки исходной и предварительно обогащенной руды (табл. 19 - 20), выполнена по результатам исследований, представленных в работе [144]. Таблица 19 – Оценка показателей комплексной переработки исходной апатитсодержащей руды месторождения «Олений Ручей» Наименование концентрата Апатитовый концентрат Хвосты апатитовой флотации Нефелиновый концентрат Титаномагнетитовый концентрат Сфеновый концентрат Эгириновый концентрат Хвосты Выход, Извлечение, % % 25,69 74,31 30,48 8,56 6,46 8,97 19,84 95,82 66,4 94,5 66,2 - Содержание основных компонентов, % Р2О5 Al2O3 TiO2 Feобщ 39,75 0,38 0,42 0,20 0,60 18,04 3,52 6,95 29,2 57,0 26,8 -

143 Таблица 20 – Оценка показателей комплексной переработки апатитсодержащей руды месторождения «Олений Ручей» прошедшей предконцентрацию Наименование концентрата Выход, Извлечение, % % Содержание основных компонентов, % Р2О5 Al2O3 TiO2 Feобщ 40,49 0,36 0,32 0,19 0,77 18,36 3,45 6,64 29,2 57,0 26,8 - Апатитовый концентрат 24,33 94,36 Хвосты апатитовой флотации 38,77 Нефелиновый концентрат 16,17 35,23 Титаномагнетитовый концентрат 4,27 47,14 Сфеновый концентрат 3,30 33,82 Эгириновый концентрат 4,68 Крупнокусковые хвосты 36,9 0,86 17,73 предконцентрации Хвосты 10,35 При комплексной переработке предварительно обогащенной апатитсодержащей руды показывают выхода нефелинового, титаномагнетитового, сфенового и эгиринового концентратов снижаются почти в 2 раза по сравнению с переработкой исходной руды. Однако в настоящее время и в ближайшей перспективе потребности в них крайне малы. В работе [150] представлена потребность в сфеновом, нефелиновом и титаномагнетитовом концентратах Хибинских апатит-нефелиновых руд (табл.21) для получения сварочных материалов в 2012-2018 гг. Таблица 21 - Потребность в сырье для сварочных материалов [150] Наименование концентрата Потребности в концентратах по годам, т (из месторождения) 2012 2013 2014 2018 Сфеновый (Хибины) 100 600 2000 10000 Нефелиновый (Хибины) 60 400 1000 6000 Титаномагнетитовый (Хибины) 10 100 500 3000 Доломитовый (пос.Титан) 50 500 3000 10000 Кварцитовый (п/ов Рыбачий и др.) 50 500 3000 10000 Оливиновый (Хабозеро) 50 500 5000 Диопсидовый (Ковдор) 20 100 4000 С учетом годовой производительности ГОКа «Олений Ручей» по руде 4 млн.т/год объемы выпускаемых концентратов составят: нефелиновый концентрат 646,8 тыс.т/год; титаномагнетитовый концентрат 170,8 тыс.т/год; сфеновый концентрат 132,0 тыс.т/год. Таким образом, потребность в концентратах составляет 0,9%, 1,8%, 7,6% от возможных объемов их производства в случае перехода на комплексную переработку.

Рецензии:

Авторизуйтесь, чтобы добавить рецензию

Рецензия от Шибаева Дарья

отзыв официального оппонента Хакулова В.А.

около 5 лет назад

Отзывы:

Авторизуйтесь, чтобы оставить отзыв