Збагачення корисних копалин сукупність процесів первинної переробки твердого мінеральної сировини з метою виділення продуктів. придатних для подальшої технічно можливою і економічно доцільною хімічної або металургійної переробки або використання. До збагачувальним відносяться процеси, в яких відбувається поділ мінералів без зміни їх хімічного складу, структури або агрегатного стану [1].
В результаті здійснення збагачення корисних копалин виходить два основні продукти: концентрат і хвости.
Збагачення здійснюється за допомогою ряду послідовних операцій, які становлять схему збагачення. Спочатку проводиться дроблення і подрібнення вихідного матеріалу з метою доведення його до розмірів, придатних для існуючих збагачувальних процесів і апаратів, а також для поділу сростков і освіти частинок індивідуальних мінералів. Дроблення і подрібнювання здійснюється в кілька стадій, між якими може проводитися виділення готового продукту для зменшення непотрібного переізмельченія. Власне збагачення здійснюється з використанням різних фізичних і фізико-хімічних властивостей мінералів.
У збагаченні розрізняють основні і доводочниє операції. Перші забезпечують ступінь концентрування в 10-15 разів з отриманням достатньо забруднених (чорнових) концентратів. Доведення спрямована на якомога повне очищення цих концентратів від нерудних мінералів з підвищенням вмісту корисного компонента в них до потрібного або до максимального технологічно можливого. Основні і доводочниє операції можуть бути принципово різними, наприклад флотация, магнітна сепарація або гравітаційне концентрування. Як доводочной (при багаторазовому повторенні) може виступати і основна збагачувальна операція.
Процеси збагачення корисних копалин відомі з найдавніших часів. Перше докладний опис багатьох (природно, примітивних) процесів дав Г. Бауер (Агрікола) в 1556 р У Росії зародження процесів збагачення корисних копалин пов'язано з виділенням золота з руд. У 1488 Іван III залучав майстрів, які вміють відділити золоту руду від порожньої породи. У 1748 р на р. Исети була побудована перша збагачувальна фабрика для вилучення золота, а в 1763 р М. В. Ломоносов у праці «Перші підстави металургії або рудних справ» дав опис ряду збагачувальних процесів. Його сучасники І.І. Повзунів, К.Д. Фролов, В.А. Кулібін побудували кілька збагачувальних фабрик.
На сучасному етапі розвитку гірничої промисловості безпосередньо після видобутку корисних копалин слід рудоподготовки, тобто комплекс всіх технологічних процесів після розтину родовищ до розкриття мінералів при подрібненні в збагачувальному переділі, що забезпечують отримання з гірської маси кондиційної руди для збагачення або товарної руди. Рудоподготовки складається з операцій дезінтеграції сировини і його попереднього концентрування [2].
Дезінтеграція руди на мінеральні агрегати (або фази) є першим процесом рудопідготовки, якому передує оконтуривание рудних тіл в надрах. Вона починається з отримання гірської маси заданого гранулометричного складу і певними властивостями міцності шляхом регулювання способів підривання і маси вибухових речовин в залежності від неоднорідності фізик механічних властивостей гірських порід. За нею йдуть дроблення і мельченной, що розрізняються між собою кінцевої розміром частинок (до 5-12 мм в першому випадку і до десятків мікрометрів в другому). Результат дезінтеграції визначається розмірами виділень рудних мінералів і можливостями подальшого технологічного процесу.
До рудопідготовки відноситься також усереднення руд, метою якого є згладжування технологічних відмінностей між рудами різних типів і ділянок із застосуванням спеціальних багатошарових штабелів і усереднювальних бункерів, і їх складування в спеціальних усереднювальних складах для безперебійного постачання сировиною збагачувальних фабрик незалежно від режиму роботи гірничого цеху. В окремих випадках руди можна збагачувати спільно тільки при змішуванні в певних пропорціях. Тоді з штабелів усереднювальних складу формують єдиний потік рудної шихти (суміші), що надходить на збагачення. У разі технологічної несумісності різновидів руд вони не змішуються і надходять на фабрику у вигляді ізольованих транспортних потоків для збагачення на окремих секціях.
До підготовчих операцій можна віднести і такі процеси, як магнетизує, сульфатізірующий і інші види випалу, що забезпечують появу нових, більш сприятливих для подальшого збагачення властивостей. Як приклад можна привести перетворення при випалюванні гематиту в магнетит перед магнітною сепарацією залізних руд.
Процеси збагачення спрямовані на виборчу концентрацію звільнилися при подрібненні мінералів і засновані на контрастності (відмінності) тих чи інших їх властивостей. Успіх збагачення збільшується одночасно зі зростанням цієї контрастності, яка може бути природною або штучно створюваної при збагаченні. Кінцевою метою збагачення є спільне (колективне) і, роздільне накопичення корисних мінералів в концентратах і максимальний висновок нерудних мінералів і шкідливих домішок в хвости.
Гравітаційний метод поділу мінералів заснований на відмінностях в їх щільності і формі частинок, які визначають швидкість руху цих частинок у воді, важких рідинах, повітрі або суспензіях - сумішах різної щільності у вигляді порошків з водою [2].
Під впливом сил тяжкості, тертя та інерції важкі і великі частки в вертикальній площині розташовуються нижче дрібних легких. Останні по ходу руху потоку переміщаються найбільш далеко, важкі - практично залишаються на місці, мають проміжну щільність -располагаются між ними. Оптимальна крупність частинок при гравітаційному збагаченні становить від 0,5 до 10 мм, а мінімальна різниця в щільності мінералів - близько 1 г / см 3. Можливість застосування методів гравітаційної сепарації визначається коефіцієнтом рівнопадіння, який розраховується за формулою Кр = (Dmh - Ds) / (Dm1 - Ds), де Dmh - щільність важкого мінералу; Dm1 - щільність породообразующего мінералу; Ds - щільність середовища поділу. Для успішного проведення гравітаційного концентрування необхідно, щоб Кр> 2. Наприклад, поділ циркону (D = 4,7 г / см 3) і кварцу (D = 2,65 г / см 3) в воді відбувається набагато ефективніше, ніж на повітрі ( в першому випадку Кр = 2,2, а в другому - Кр = 1,7).
Найбільш поширені способи гравітаційного збагачення - концентрація на столах, шлюзах, в гвинтових і відцентрових сепараторах. Останнім часом найбільш активно застосовуються збагачувальні апарати відцентрового типу, які забезпечують поділ мелкоізмельченной (менш 0,2-0,5 мм) мінеральних сумішей за густиною, що становить конкуренцію застосування флотаційних методів.
Гравітаційними методами збагачуються руди благородних металів, вольфраміту, каситериту, хромшпинелидов, бариту, магнезиту, гематиту, ільменіт-цирконовий піски, алмази та інші.
Флотаційний метод поділу мінералів поширений найбільш широко і використовується в якості основної або доводочной операції майже для всіх типів руд [2]. Цей метод заснований на відмінності в змочуваності поверхні частинок водою і здійснюється у водному середовищі, насиченою бульбашками повітря - пульпи (пінна флотація). У цьому середовищі гідрофобні (змочуються погано) мінерали прилипають до бульбашок повітря і спливають разом з ними, утворюючи так званий пінний продукт, який підлягає подальшій переробці. Гідрофільні (добре змочуються) мінерали осідають на флотомашини і випускаються через спеціальні отвори (камерний продукт).
Змочуваність мінералів водою відбувається внаслідок розриву зв'язків між складовими твердого тіла (атомами, іонами, молекулами) при його руйнуванні (наприклад при дезінтеграції). В результаті сили взаємодії між цими складовими, які перебувають на поверхні, виявляються ненасиченими, що викликає притягання молекул рідини до частинкам мінералу. Чим сильніше зв'язок, тим повніше смачиваемость мінералу водою і тим слабкіше його флотируемого. Оскільки характер зв'язку залежить від структури мінералу, його флотируемого визначається перш за все цією структурою. Всього п'ять мінералів мають природну гидрофобной поверхнею - тальк, рофілліт, самородна сірка, графіт, молібдену (а також тверді парафіни) і, отже, - максимальної флотаційного активністю. Для застосування флотаційних методів збагачення інших мінералів поверхню їх часток в пульпі піддається хімічній дії.
Ставлення мінералу до води можна змінювати за допомогою спеціальних флотаційних реагентів, серед яких виділяються пенообразователи (піноутворювача), збирачі, активатори, подавители (депрессори) і регулятори рН середовища. Перші діють на межі рідина-повітря, решта на кордоні мінерал-рідина.
Реагенти-піноутворювачі складаються з іонних молекул, які майже не взаємодіють з мінералами, а запобігають злиття повітряних бульбашок, за рахунок адсорбції на їх поверхні забезпечують необхідну стійкість піни утворюється, насиченою цінними мінералами. Найбільш відомим піноутворювачем є флотационное соснове масло. Збирачі вибірково погіршують смачиваемость поверхні частинок цінних мінералів шляхом підвищення величини крайового кута прискорення прилипання частинки до бульбашки. Вони являють собою органічні речовини, які по можливості дисоціації в пульпі діляться на іоногенні і неіоногенні. Перші складаються з іонних молекул, у яких полярна частина визначає вибірково дії збирача і може закріплюватися на мінеральній поверхні, а аполярних (вуглеводневі ланцюги, рідше - кільця) - зменшує змочуваність цієї поверхні.
Іоногенні збирачі в залежності від знака заряду флотаційно активного іона підрозділяються на аніонні - ксантогенати (бутиловий, етиловий, аміловий і інші) калію або натрію, дітіофосфати, жирні кислоти і їх мила (олеїнова кислота, талловое масло і ін.), Алкілсульфати натрію - і катіонні (суміші хлоргідрату первинних амінів). Неіоногенні збирачі є нерозчинні в воді емульсії. Для флотації сульфідів звичайно використовуються ксантогенати і дітіофосфати, несульфідних мінералів - жирні кислоти, алкілсульфати і аміни.
Посилення закріплення збирача на певних мінералах досягається за допомогою реагентів-активаторів, які сприяють також збільшенню крайового кута. Реагенти-подавители (депрессори) призначені для зменшення гідрофобності нерудних мінералів шляхом гидрофилизации їх поверхні або зниженням адсорбції на ній збирача. Депрессори можуть знищити можливість утворення крайового кута або змінити кінетику прилипання. Реагенти-регулятори pН середовища забезпечують виборче дію інших реагентів і являють собою лугу або кислоти.
Слід зазначити, що на результати флотації, окрім властивостей самих мінералів, сильно впливають недоліки подрібнення (різнорідність частинок за розміром), присутність простих і складних полімінеральних сростков, правильність вибору реагентного режиму і різного роду технічні неполадки, які значно змінюють або ускладнюють характер переміщення мінеральних часток в пульпі і самому пінному шарі.
За допомогою флотації може збагачуватися матеріал крупністю від 0,01 до 0,3 мм. Найбільш поширений розмір флотаційних частинок 0,074 мм, але в окремих випадках він може бути зменшений до 0,044 мм. Флотаційні методи застосовуються дуже широко для збагачення різних типів сульфідних руд: мідно-нікелевих, колчеданових, мідно-молібденових, скарнових поліметалічних, золотовмісних, сурьмяно-ртутних. Флотація застосовується в збагаченні залізних, марганцевих, хромових, силікатних нікелевих, вольфрамових, апатитових, баритових, флюоритових і багатьох інших видів мінеральної сировини. Вважається, що для поділу будь-мінеральної суміші можна підібрати специфічні флотаційні реагенти.
Магнітна сепарація застосовується для виділення в концентрати мінералів з вираженими магнітними властивостями, характеристикою яких є залишкова магнітна сприйнятливість [2]. Серед мінералів виділяються феррі- і феромагнітні (χ> 10 -3 -10 -2 см 3 / г), які витягуються в слабких магнітних полях (наприклад магнетит. Серед парамагнітних мінералів, магнітна сприйнятливість яких коливається в межах 10 -6 -10 -3 см 3 / г, магнітною сепарацією в сильних полях виділяються вольфрамит, гематит, хромшпінеліди, ільменіт, платино-залізисті сплави і ін.
Магнітна сепарація є основною збагачувальної операцією при переробці залізних руд, а також доводочной операцією при збагаченні хромових, титанових, вольфрамових і інших руд.
Доведенням концентратів називається підвищення в них вмісту корисних компонентів і зниження шкідливих відповідно до Державних стандартів (ГОСТ) і технічними умовами (ТУ) [2]. Доведення полягає в збагаченні чорнових концентратів методами, відмінними від основних, або в багаторазовому повторенні одного і того ж процесу. Прикладом першого варіанту є пропарювання чорнового концентрату основний шєєлітовиє флотації при температурі 80-85 ° С в розчині рідкого скла; подальшої флотацией для відділення кальциту і флюориту або обробка товарного шєєлітовиє концентрату соляною кислотою для розчинення апатитів і кальциту. Другий варіант звичайний при відносно низьких вимогах до якості концентрату і полягає в очищенні хвостів, а при високих вимогах - в багаторазових перечистке концентратів (молібденові і мідні руди). Число перечісток збільшується для бідних руд і флотоактівних мінералів, що не втрачають флотаційні властивості в процесі перечісток, а також в присутності нерудних мінералів, близьких за властивостями до витягується.