Предложенная на основании комплекса проведенных исследований технологическая схема ориентирована на глубокое обогащение материала крупностью менее 0,5мм с обесшламливанием по крупности 20-30 микрон. Схема рудоподготовки осложнена наличием мягких, легко шламующихся марганцевых минералов: вернадита, тодорокита, рансьеита.

В результате проведенных параллельно технологических испытаний на дубликате пробы был получен марганцевый концентрат с содержанием марганца около 32%, что соответствует никопольскому окисному концентрату третьего сорта.

Минералого-технологическая оценка касситерит-колумбитовой россыпи указала инвестиционной компании на возможность получения практически мономинеральных концентратов при гравитационном обогащении и доводке с помощью магнитной и электрической сепарации и пневмогравитации материала по крупности более 0,2мм. При доводке концентрата мельче 0,2мм возможно получение лишь циртолитового продукта, остальные минералы (касситерит, колумбит и ильменит) и часть циртолита (до30%) образуют комплексные про-дукты. Комплексность продукта обусловлена нивелированием магнитных и гравитационных свойств за счет включений одного минерала в другой, включений в них магнетита, а также практически идентичными морфометрическими характеристиками слагающих комплексы минералов.

Из таблицы 2 видно, что средние значения всех параметров близки и разделение минеральных комплексов данной крупности по гранулометрии или морфологическим параметрам чрезвычайно затруднительно с помощью одних лишь механических методов обогащения.

В этой работе показателен пример работы системы анализа изображений с минералами, имеющими идентичные оптические характеристики ( рис.5). Вследствие близких значений отражения минералов колумбита и ильменита разделение их по яркостным параметрам невозможно. Общий набор двух минералов выбирался яркостной сегментацией в промежутке 52-100% динамического диапазона прибора. Захваченные объекты для устранения дефектов подготовки препаратов подверглись дополнительной обработке. Выборочный анализ дискриминантных признаков показал, что минералы , имея сходные яркостные параметры, отличаются по дисперсионным признакам (так, например, величина относительного среднеквадратичного отклонения яркости в колумбите составила 8%0 , а в ильмените - 20%0 ,, что вполне достаточно для уверенного разделения).

В данном случае была определена оптимальная глубина обогащения песков механическими методами и даны рекомендации по переработке комплексных продуктов доводки материала крупностью менее 0,2мм химико-металлургическими методами.

Минералого-технологическая оценка фосфатных титано-циркониевых песков была проведена с целью повышения экономических показателей их переработки. Анализу изображения подвергались фракции плотности <2,7;2,7-3,0; 3,0-3,3; 3,3-3,6г/куб.см, полученные при фракционировании классифицированного материала россыпи ( -0,5+0,315; -0,315+0.2; -0,2+0,16; -0,16+0,1; -0,1+0,08; -0,08+0,05мм). На рисунке 6 приведены машинные изображения тех фракций плотности и классов крупности, анализ изображений которых позволил определить резервы повышения экономики для данного объекта. На рис.6а приведено изображение материала плотностью менее 2,7г/куб.см крупностью -0,5+0,315мм. Основная масса частиц представлена кварцем и фосфатом, находящимися в свободном состоянии, а также фосфатом с включениями кварца. Такая же картина наблюдается в пределах крупности до +0,1мм той же плотности. В более мелких классах (рис.6b) фосфат практически отсутствует, материал представлен свободными зернами кварца и глауконита, которые можно разделить при необходимости с помощью магнитной сепарации. На рис.6с представлены машинные изображения материала плотностью более 3,0г/куб.см крупностью - 0,16+0,1мм (материал россыпей такой крупности имеет самый большой выход -почти 75%). Здесь наблюдается преобладание ильменита и части циркона в фосфатной оболочке, основная масса циркона находится в свободном состоянии. Такая же картина - во всех классах крупности (с возрастанием доли сводных зерен ильменита в более мелких классах) кроме самого тонкого класса -0,08+0,05мм (рис.6d). На основании результатов по определению всех структурных параметров основных рудных и нерудных минералов в свободном и связанном состоянии, было предложено исключить из ранее разработанных схем, ориентированных на кислотную обработку всего материала россыпи, исходный класс +0,16мм. При его выходе около 7% содержание фосфата (карбонатгидроксилапатита) и Р2О5 , составит соответственно 72,9% и 29,1% при извлечении фосфата около 20%. Такой продукт является готовой товарной продукцией для производства фосфоритной муки 1сорта или суперфосфата. Содержание тяжелых минералов в фосфатном концентрате низкое за счет ничтожного выхода в класс +0,16мм тяжелых фракций (всего 0,06% для фракций тяжелее 3,0г/куб.см ). В классе -0,16мм большинство минеральных зерен покрыты пленкой фосфата. На машинных изображениях видно, что на многих зернах тяжелых минералов толщина оболочки фосфата близка к размеру минерала. Это приводит к тому, что плотность таких зерен снижается. Отсюда следует, что небходима предварительная кислотная обработка для удаления фосфатных оболочек с зерен минералов. Разделение чистых зерен минералов после их кислотной обработки возможно гравитационными и/или магнитными и электрическими методами обогащения. Итак, получение глауконитового концентрата и выведение из кислотной обработки части материала россыпи, представляющего готовый товарный продукт, могут быть резервом повышения эффективности освоения данных россыпей.

Минералого-технологическая оценка марганецсодержащих руд Порожинского месторождения была проведена в условиях изменения конъюнктуры на марганец в России, а также с целью изучения возможности перевода месторождения из забалансового в пригодное для освоения современными методами обогащения.

Руды Порожинского месторождения характеризуются низким содержанием марганца (17.4%), высокими содержаниями вредных примесей - железа (9.7%) и кремнезема (33.75%) и по классификации А.Г.Бетехтина относятся к категории труднообогатимых.

В связи с этим была поставлена задача создания более эффективной, экологически безопасной технологии переработки данного типа руд.

Минералого-технологическому исследованию подвергалась малофосфористая разновидность окисленных марганцевых руд этого месторождения ( содержание фосфора 0.17%).

Для решения поставленной задачи были проведены комплексные исследования вещественного состава руды, включая анализ изображения, минералогические, рентгенофазовые, рентгеноспектральный микроанализ на микрозонде системы Camebax, химические, фазовый эмиссионный метод и некоторые другие виды исследований, позволившие получить полную характеристику технологических свойств минералов, слагающих руду, а также свойств самой руды. На основе полученных данных о вещественном составе и технологических свойствах руды была предложена схема технологических исследований, включащая крупнокусковое обогащение и обогащение мелких классов (глубокое обогащение).

Анализ изображения использовался для определения степени раскрытия силикатных минералов от рудных минералов по классам крупности исходной руды. Поскольку рудные минералы марганца: псиломелан, пиролюзит, манганит, криптомелан, голландит, тодорокит, рансьеит и бернессит, - близки по оптическим характеристикам с минералами железа (гематитом, гетитом и гидрогетитом ) и, кроме того, минералы железа в руде зачастую пропитаны кислородными соединениями марганца, провести анализ изображения по рудным минералам в данном случае не представлялось возможным.

Было установлено, что с уменьшением крупности материала доля раскрытых силикатных частиц возрастает и в классах крупности -0.25+0.1мм, -0.1+0.074мм и -0.074+0мм составляет 70, 90 и 100% соответственно. При этом материал указанных классов крупности почти нацело состоит из силикатных минералов. Полученная информация позволила рекомендовать вывести материал крупностью -0.25мм из цикла обогащения как отвальные хвосты или сырье, пригодное для получения высококремнистого продукта.

В более крупных классах -3+0.25мм доля раскрытых силикатных зерен и богатых по силикатам сростков чрезвычайно мала или не наблюдается, что позволило сделать вывод о невозможности выделения из этого материала высококачественных марганцевых концентратов.

В материале крупностью выше 3мм наблюдаются достаточно крупные от 5 до 50мм зональные выделения кварца, который может быть выделен на стадии крупнокускового обогащения. В этих классах увеличивается и доля массивных плотных разностей марганцевых минералов, что в совокупности позволяет получать из этого материала марганцевые концентраты высокой сортности и кремнистые пески. Остальные присутствующие в руде марганцевые фазы: прожилковидные (размер прожилков 10-100мкм) и землистые (размер выделений 2-10мкм) вскрываются при сверхтонком помоле, что неприемлемо для промышленной переработки.

В результате проведенных исследований рекомендована простая схема, включающая радиометрическую сепарацию руды крупностью -50+1 мм; магнитную сепарацию материала крупностью -1+0.25 мм и обесшламливание по зерну 0.25 мм. Схема исключает дробление и измельчение, а также какую-либо доводку продуктов крупнокускового обогащения.

По рекомендуемой схеме в укрупненно-лабораторных условиях получены товарные марганцевые концентраты с общим извлечением марганца в них около 83%.

Из материала хвостов выделено около 10% кремнистого продукта, качество которого удовлетворяет требованиям к сырью для получения марблита либо черного стекла.

Технологическая оценка минерального сырья с целью определения возможности и методов снижения содержания в нем вредных примесей.

Эта задача была выполнена для марганцевых руд Порожинского месторождения, когда в результате технологической оценки была предложена схема, позволяющая кондиционировать руду по фосфору, кремнию и железу.

Здесь же можно привести пример изучения высокосернистых углей с целью получения прогнозных показателей их обессеривания.

В процессах обогащения может быть удалена главным образом сульфидная сера (представленная в основном пиритом и марказитом) абиогенного происхождения, а также частично локализованная в цельно сульфидизированных сростках дисульфидная сера. Прогноз технологических свойств углей может быть дан на основе определения размерности включений пирита, части микровключений пирита, которые могут быть отнесены к неизвлекаемым механическими способами обогащения, а также раскрытия сростков с угольными частицами после измельчения в различных классах крупности, соотношения сульфидной и органической серы [ 9 ].

На рис.7 представлены гистограммы количественного и массового распределения зерен пирита представительной выборки (до десятков тысяч) для одной из исследованных проб угля. Анализ гистограмм показывает, что, несмотря на большое количество тонких зерен пирита (-5+0 мкм), их вклад в общую массу выборки невелик, и, наоборот, малое количество зерен пирита крупностью +10 мкм вносит значительный вклад в общую массу выборки.

На основании совокупности упомянутых выше прогнозно-технологических факторов сделаны конкретные прогнозные выводы по обессериванию углей ряда месторождений России. Определена оптимальная начальная крупность дробления материала углей, теоретически возможное извлечение пирита и соответственно обогатимость углей по сере (табл.3).

В процессе изучения технолого-минералогических проб удалось выделить три основные морфометрические разновидности пирита, имеющие общие особенности выделений (рис.8): мелкозернистый и среднезернистый пирит (>0.1 мм) с неопределенной формой выделений; преимущественно субмелкозернистый фрамбоидальный пирит (10-80 мкм); микрозернистый t;10 мкм) до субмикрозернистого (<1 мкм) пирит разнообразных форм.

На системе анализа изображений сделана попытка охарактеризовать три морфометрические разновидности выделений пирита. Выяснилось, что наиболее контрастным из морфометрических параметров является фактор формы зерен пирита. Так, в среднем мелкозернистый пирит в пробах имеет наименьшее значение фактора формы (С=0.2), микрозернистый пирит - наибольшее (С=0.9, близкое к фактору формы круга ), субмелкозернистый пирит характеризуется промежуточной характеристикой фактора формы (С=0.7).

Прогнозное предельное извлечение пиритной серы из исследуемых углей составляет 80%. Полученные результаты полностью подтвердились технологическими исследованиями по обессериванию углей изученного месторождения.

Минералого-технологическому изучению подвергалась проба золотосодержащей кварц-ярозитовой сыпучки, отобранной в зоне действующего медно-цинкового горно-обогатительного комбината.

Автоматический оптико-геометрический анализ 431 визуализированных частиц золота пробы позволил сделать следующие выводы:

- начальная крупность измельчения руды, при которой начинается раскрытие частиц золота, равна -120мкм (максимальная длина визуализированных частиц золота 119 мкм );

- суммарная массовая доля визуализированного золота 57-60% приходится на класс крупности -40+20мкм (рис. 9 );

- конечная крупность измельчения -30мкм ( наибольшая массовая доля визуализированного золота приходится на частицы золота крупностью -30+20 мкм, рис.9 )

- все визуализированные золотины имеют изометричную форму (среднее значение удлинения золотин 1.49 ), что позволяет сделать вывод о целесообразности использования центробежных сепараторов в схемах гравитационного обогащения мелкого золота;

- большая часть золотин имеет неровную поверхность ( фактор формы частиц золота, визуализированных в изученной пробе, находится в диапазоне значений 0.19 - 1.0). Гладкую поверхность имеют только частицы вторичного золота, содержание которого в пробе носит подчиненный характер. Такое состояние поверхности является благоприятным для закрепления на ней флотационных реагентов, что, с учетом гранулометрии золотин, позволяет рекомендовать флотацию как основной метод обогащения данного сырья.

Полученные данные позволили спрогнозировать технологические показатели: при гравитационном обогащении извлечение золота может быть достигнуто на уровне 25-30%; при флотационном - 48-55%; по гравитационно-флотационной схеме - 60-70%. Наиболее перспективным способом обогащения может явиться выщелачивание золота.

Технологическая оценка продуктов обогащения действующих фабрик с целью выявления резервов повышения показателей обогащения, упрощения схем, определения неизбежных технологических потерь.

С помощью системы анализа изображения изучена динамика раскрытия рудных минералов при измельчении и предложена модель технологической схемы обогащения полиметаллической руды одного из осваиваемых месторождений Дальнего Востока, позволяющая увеличить извлечение серебра на 20%.

Показано, что основные рудные минералы имеют крупнозернистую вкрапленнность: сфалерит на 95%, а галенит на 90% имеют размер зерен более 0,3мм, форма зерен изометричная, среднее значение удлинения 1,6. Основная часть сростков галенита и сфалерита имеет извилистую форму границ срастаний, фактор формы равен 0,57.

В зернах сфалерита постоянно отмечается эмульсионная вкрапленность пирротина, для галенита в меньшей степени - блеклой руды и пирротина. В связи с этим максимальное содержание цинка в цинковом концентрате не может превышать 58-60%, а содержание свинца в свинцовом концентрате при оптимальных режимах обогащения составит 66-70%.

Кроме того установлено, что значительная часть зерен сфалерита покрыта серебросодержащими пленками железистых карбонатов. Толщина этих пленок, выявленная автоматическим ОГМ, достигает 80мкм. Введение в схему обогащения операции оттирки коллективного концентрата и затем последовательной флотации карбонатов и сульфидов позволит повысить извлечение сульфидов и выделить дополнительно серебросодержащий продукт.

Технологическая оценка техногенного сырья.

С помощью системы анализа изображений исследовались хвосты обогащения, отвалы, металлургические шлаки, шламы, пыли. Как пример приведем результаты изучения пиритсодержащих хвостов.

Технологические исследования совместно с Уханьским химико-технологическим институтом по оценке возможности получения медного и золотосодержащего концентрата из пиритных хвостов месторождения Шинчао (Китай) проводились по традиционной схеме, включающей различные режимы измельчения и флотации. Было установлено, что из пиритных хвостов, содержащих 0.43 - 0.46 % меди и 0.5-0.8 г/т. золота, можно получить золотосодержащий медный концентрат с содержанием меди 5.5- 6.0% при извлечении не более 50 %. Максимально возможное качество концентрата - 10.5-11.0 % меди может быть достигнуто при снижении извлечения до 15-20%. Увеличение тонины помола не приводит к улучшению показателей. Наиболее рациональной схемой переработки пиритных хвостов была признана флотационная схема получения богатого медного промпродукта ( содержание меди 6.32% , извлечение меди 43.7% ) при максимальном выходе отвальных хвостов, с дальнейшим присоединением промпродукта к основному медному концентрату или переработка его в отдельном цикле по химической технологии.

Автоматический оптико-геометрический анализ (ОГМ) в комплексе с микрозондовыми исследованиями проводился параллельно технологическим опытам.Были сделаны следующие выводы: вкрапленность медных минералов (халькозина, борнита, сажистого ковеллина) тончайшая - 1-2 мкм; основной рудный минерал - пирит- представлен в основном в виде брекчиевидных сростков, состоящих из природнораздробленных зерен пирита, межзерновые пространства (трещины) в котором выполнены цементирующим веществом, состоящим из тончайшей механической смеси халькозина и ковеллина и тонкозернистых силикатов (рис.10). Массовая доля пирита в сростках колеблется от 35 до 90%. Цемент содержит золото и серебро; ковеллин образует также оторочки вокруг зерен сфалерита и пирита, входящих в сростки; борнит входит в брекчиевидные сростки в виде единичных зерен; массовая доля дисперсных вкраплений медьсодержащих минералов достигает 20-25%; дисперсные вкрапления образуют рыхлую структуру и при небольшом воздействии на них легко разделяются на мельчайшие частицы, переходящие в шлам; извлечение минералов меди и драгметаллов из пиритных хвостов механическими методами (с приемлемыми показателями) не представляется возможным ввиду их дисперсной вкрапленности, склонности их агрегатов к ошламованию и адгезионному налипанию.

Сделанные на основании автоматического ОГМ и микрозондовых исследований выводы позволили объяснить, почему увеличение тонины помола хвостов не способствует улучшению технологических показателей. Тонкое измельчение приводит к размазыванию сажистого ковеллина по поверхности других минералов, что влечет за собой потери меди и нарушение процесса селекции.

Следовательно, исследования с использованием автоматического анализа изображений ОГМ подтвердили выводы технологов о том, что данный продукт может эффективно перерабатываться только химическими методами либо бактериальным выщелачиванием.

Авторы также считают, что системы анализа изображения найдут применение для оперативного контроля технологических операций и качества сырья на действующих предприятиях и, в первую очередь, на производствах, перерабатывающих сырье различного качества в определенной пропорции ( например, шихтовка сырья с разных участков одного месторождения либо с разных месторождений ).

Таким образом анализ представленных исследований позволяет сделать следующие основные выводы:

-автоматический анализ изображения стал составной частью комплекса исследований, входящих в технологическую оценку природного и техногенного минерального сырья;

- технологическая оценка с помощью имидж-анализа может применяться как для прогноза обогатимости сырья и технико-экономических показателей его переработки, так и для экспертизы готовых проектных решений, развития системы сертификации продукции и технологических процессов;

-использование анализаторов изображения позволяет не только ускорить технологическую оценку (в 30-40 раз), но и расширить возможности изучения технологических свойств сырья, его извлекаемой ценности за счет аргументированного обоснования оптимальной глубины обогащения и анализа потерь;

- необходимо продолжить создание методик использования систем для технологической оценки различных видов минерального сырья в зависимости от характера поставленных задач.

Литература

1. Данильченко А.Я., Чопоров Д.Я. Новый аппаратурный метод автоматического измерения величин отражения минералов при помощи анализатора изображения // Литология и полезные ископаемые. - 1986. - N 2.

2. Цимбал Л.Ф., Наумов Г.Б., Максимова И.Г., Данильченко А.Я. К методике количественного анализа форм нахождения урана в горных породах // Геохимия. - 1986. - N4/

3. Гайдукова В.С., Данильченко А.Я., Сидоренко Г.А. Количественный минералогический анализ на современном этапе его развития. // Советская геология. - 1989. - N2.

4. Данильченко Н.А., Данильченко А.Я., Гайдукова В.С. Автоматизация изучения структурно-текстурных особенностей руд для оценки их технологических свойств. В сб. Комплекс кристаллохимических методов в решении задач технологической минералогии // Сб.науч. тр. / ВИМС. - 1990.

5. Гайдукова В.С., Смольяков А.Р., Данильченко А.Я. и др. Количественная структурно-фазовая типометрия горных пород и руд. В сб. Анализ изображения для решения теоретических и практических минералого-технологических задач // Сб.науч. тр. / ВИМС. - 1991.

6. Гайдукова В.С., Смольяков А.Р. Применение оптико-геометрического анализа при изучении технологических свойств руд. В сб. Анализ изображения для решения теоретических и практических минералого-технологических задач // Сб.науч. тр. / ВИМС. - 1991.

7. Данильченко А.Я., Петрова В.В. Применения анализаторов изображений для оптико-геометрического количественного определения минералов. // Литология и полезные ископаемые. - 1996. - N 3.

8. Чантурия В.А., Башлыкова Т.В., Чантурия Е.Л. Прогнозная оценка обогатимости золотосодержащего минерального сырья методом анализа изображений // Горный журнал. - 1995. -N11.

9. Чантурия В.А., Беседин Е.Г., Башлыкова Т.В. Использование компьютерного анализа изображений для прогнозной оценки глубокого обогащения высокосернистых углей // Уголь. - 1995. -N11