В ЦНИГРИ (Романчук А.И., Ивановская В.П., Кошель Д.Я., 2004) исследовались ЖМК Мирового океана, содержащие (%): 1,05 меди; 1,20 никеля; 0,22 кобальта; 29,7 марганца и 5,7 железа.
Разработана и оптимизирована гидрометаллургическая технология переработки ЖМК включающая:
измельчение сырья до крупности 86% класса - 0,2 мм;
селективное выщелачивание меди, никеля, кобальта и марганца сернистым ангидридом в растворе серной кислоты;
последовательное осаждение из раствора сульфида меди элементарной серой в присутствии сернистого ангидрида, никеля и кобальта порошками элементарной серы и металлического марганца,
осаждение гидроксида марганца нейтрализацией раствора аммиачной водой,
а также получение сульфата аммония для производства минеральных удобрений.
В отличие от известных способов сернистокислотного выщелачивания ЖМК разработанный режим обеспечивает полную утилизацию сернистого ангидрида.

Разработаны новые способы селективного выщелачивания ценных компонентов из ЖМК и получения медного концентрата.
По рекомендуемой схеме переработки ЖМК получены:
медный концентрат, содержащий 38,04% меди при извлечении 91,66%;
никель-кобальтовый концентрат, содержащий 21,18% никеля и 3,82% кобальта при извлечении 96,32% и 94,88% соответственно;
бесфосфористый марганцевый концентрат, содержащий 57,18% марганца при его извлечении 97,83%;
раствор сульфата аммония для производства минеральных удобрений.
На разработанный способ переработки ЖМК получены патенты РФ на изобретения 'Способ переработки подводных железомарганцевых руд' ?2184163, ?2231569. Технология рекомендуется для использования при проведении геологоразведочных работ и технико-экономической оценке эффективности освоения месторождений ЖМК, разработке гидрометаллургических технологий извлечения марганца из бедных руд и техногенных продуктов.

В ВИМСе (Ануфриева С.И., Петрова Н.В., Лихникевия Е.Г. и др., 2004) разработана комплексная технология переработки ЖМК. Показана перспективность для переработки ЖМК использования гидрометаллургических технологий, включающих выщелачивание и сорбцию.
Основные технические данные:

1. Получены предварительные данные, характеризующие поведение ценных компонентов ЖМК в процессе сульфатизирующего обжига и последующего выщелачивания огарка. Обжиг проводили в интервале температур 500-5500С в течение 2 ч. Выщелачивание - водой и 5-процентной серной кислотой без нагрева. Медь, никель, кобальт и марганец на 90-95% извлекаются в раствор. Железо практически полностью (на 96%) остается в остатке.
2. Для получения товарных продуктов из раствора могут быть использованы традиционные методы, включающие осаждение сульфидов Со и Ni с помощью H2S, Na2S или (NH4)2S, осаждение солей Мn и цементацию меди.
3. Рассмотрена принципиальная возможность очистки растворов, полученных при восстановительно-серно-кислотном вскрытии, от ионов цветных металлов синтетическими и неорганическими сорбентами. После коррекции рН исходного раствора до значения 4,62 раствором едкого натра и фильтрации осадка, маточный раствор, являющийся исходным для сорбции, имел следующие значения концентрации, мг/л: Мn - 15,0; Fe - следы; Со - 473; Ni - 326; Сu - 67. Сорбция проводилась в статических условиях при встряхивании в течение 3 ч.
4. Проведены предварительные опыты по использованию корок в качестве сорбентов ионов цветных металлов. Доказано что сорбция меди, кобальта и никеля протекает достаточно эффективно, достигая значений сорбционной емкости (15,8-22,6 мг/л), сравнимых с показателями, получаемыми на синтетических полимерных смолах. Значение рН равновесного фильтрата во всех трех случаях повышается по сравнению с исходными растворами, что говорит об эквивалентном обмене иона цветного металла на подвижные ионы щелочных металлов, содержащиеся в корках. Селективность ионов цветных металлов, поглощаемых корками, повышается в ряду CoПредлагаемая технология может быть использована для эффективной переработки железомарганцевых образований Мирового океана, характеризующихся весьма сложным минеральным составом, обогащенных кобальтом, никелем и другими ценными металлами (Науч. и технич. аспекты охр. окруж. среды. Обзор. инф., ВИНИТИ, 2004, вып. ?1, с.81).
Разработанная в Институте химии и технологии редких элементов и минерального сырья им. И.В.Тананаева Кольского научного центра РАН малоотходная, замкнутая по реагентам гидрохлоридная экстракционная технология переработки железосодержащего сырья позволяет комплексно его использовать. При этом возможно получение спектра оксидных продуктов различного качества от оксидов железа для производства пигментов и аккумуляторов (содержание примесных элементов 1?10-2-1?10-3 мас.%) до высокочистых оксидов железа для производства ферритов различных марок (содержание примесных элементов 1?10-3-1?10-4 мас.%). В качестве экстрагентов были использованы высокомолекулярные одноатомные алифатические спирты ROH (R=С5-С6), отличающиеся высокой емкостью и селективностью по железу, а также малой растворимостью и токсичностью. Осуществление экстракции в двух циклах (экстракция-реэкстракция) делает предложенную технологичесую схему практически универсальной и пригодной для переработки различных видов железосодержащего сырья. Экстракция в первом цикле гарантирует получение высокочистого продукта, во втором - чистого. Водные растворы хлорного железа, образующиеся в технологической схеме, могут быть использованы в качестве коагулянтов для очистки сточных вод химических производств, так и для глубокой очистки питьевой воды.
Получение оксидов железа методом пирогидролиза в аппаратах типа Рутнер позволяет, кроме того, полностью регенерировать соляную кислоту. Экономическая эффективность предложенной технологической схемы подтверждена укрупненными испытаниями и технико-экономическими расчетами: ежегодный экономический эффект от внедрения технологии может составить свыше 1 млн долл. (Копкова Е.К., Склокин Л.И. Матер. 2 Междунар. конф.: Ресурсовоспроизводящие, малоотходные и природоохранные технолог. освоения недр, М., 15-18 сент. 2003. Изд. РУДН, М., 2003, с.177).

Комплексная переработка хибинского высокотитанистого титаномангетита освещена в работе И.О.Попова, А.М.Макарова, А.И.Ракаева и др. (ОАО 'Кольская горно-металлург. Компания', Ин-т эконом. проблем КНЦ РАН, Горн. ин-т КНЦ РАН, ОАО 'Апатит', 2004). Укрупненными лабораторными исследованиями в ОАО 'Кольская ГМК' выявлена высокая технологичность переработки высокотитанистого хибинского титаномагнетитового концентрата. Потребности российской промышленности в диоксиде титана оцениваются в 80-90 тыс. т в год. Прогнозируется, что эта потребность в течение 4-5 лет удвоится.
Основные технические данные:

1. На стадии восстановительного обжига титаномагнетита достигнута степень восстановления железа в огарке 94-95% при температуре обжига 11500С и продолжительности обжига 6,5 ч. В результате восстановительного обжига титаномагнетит преобразуется в смесь новообразованных обособленных фаз. По данным количественного рентгенофазового анализа, содержание указанных фаз в огарке составляет: Fемет. - 66%; рутильно-анатазной модификации - 15%; ильменита - 13%; ульвошпинели - 6%.
2. Установлено, что одним из вариантов переработки хибинского титаномагнетита может быть электроплавка огарка восстановительного обжига. Извлечение железа в сплав составило только 81%. Магнитная сепарация измельченного титанового шлака электроплавки способствует обогащению продукта по содержанию диоксида титана с 45,9 до 60,1% и снижению содержания примесей железа в шлаке с 27,1 до 12,1%.
3. В современных условиях все более возрастающее значение приобретают способы, основанные на выщелачивании титановых концентратов серной кислотой. Выщелачивание восстановленного концентрата (ВТК) проводилось в титановом реакторе объемом 0,2 м3 с паровой рубашкой. Режим выщелачивания периодический с разовой загрузкой ВТК в раствор серной кислоты, Т:Ж=1:10, t=800C. Продолжительность выщелачивания - 2 ч, число оборотов мешалки - 30 мин-1, фильтрование осуществлялось на нутч-фильтре. После прокалки нерастворимого остатка (в течение 2 ч при t=6000С) для удаления гидратной влаги и углерода содержание TiO2 в готовом товарном продукте - рутиловом концентрате - составило 76,4%. Для повышения экономичности процесса может быть использована отвальная оборотная серная кислота.
4. Исследованиями по получению пигментного диоксида титана серно-кислотным способом выявлена высокая эффективность данной технологии, обеспечивающей получение продукта с содержанием TiO2 до 98-99%, по гранулометрическому составу и содержанию примесей соответствующего маркам А-1 и Р-1.
5. Электроэкстракцией из серно-кислых растворов от выщелачивания огарка хибинского титаномагнетитового концентрата выделено катодное железо высокой чистоты с легирующими компонентами. Содержание ванадия в катодном железе составляет 0,02%, титана - 0,008%, марганца - 0,001%. Доля примесей также очень мала: углерода - 0,02%; серы - 0,008%; фосфора - 0,005%.
В настоящее время в ОАО 'Апатит' ежегодно 280 тыс. т высокотитанистого титаномагнетита (15,5% TiO2) выводится в отвалы. С 1956 г. в хвостохранилищах комбината накоплено 750 млн т техногенного сырья с содержанием титаномагнетита более 1,5%. При этом производство 40-45 тыс. т титаномагнетита в год может быть налажено в короткий срок из текущих отходов при минимальных затратах на организацию его доводки, обезвоживания и загрузки в действующих корпусах нефелинового производства АНОФ-2 ОАО 'Апатит' (Обогащ. руд, 2004, ?1, с.23).

Э.В.Адамов, В.А.Бочаров, В.В.Панин и др. рассматривают комбинированные технологии переработки руд цветных металлов.
Примерами использования комбинированных технологий могут служить, прежде всего, такие упорные руды, как коренные золотосодержащие, смешанные и окисленные медные руды, медно-цинковые, полиметаллические, окисленные никелевые и медно-никелевые руды.
Комплексная технология переработки сульфидных золотосодержащих руд с тонковкрапленным золотом в сульфидных минералах является классической для такого вида технологий. Эта технология помимо сочетания гравитационных и флотационных методов включает пиро-, гидрометаллургические процессы вскрытия золота, его выщелачивание, электролитическое выделение золота из растворов и плавку с получением сплава Доре.

Мировая практика переработки медных руд показала, что основным фактором, влияющим на выбор технологической схемы, является степень ее окисленности. Переработка окисленных и смешанных руд ведется по чисто гидрометаллургической технологии с применением процесса серно-кислотного выщелачивания, либо по флотационной технологии с одновременной флотацией окисленных и сульфидных минералов, либо по комбинированной технологии серно-кислотного выщелачивания и флотации.
При этом применяются различные сочетания особенно процессов флотации и гидрометаллургии. В комбинированных технологиях переработки окисленных и смешанных руд используется сочетание процессов флотации, выщелачивания, сорбции, экстракции и электролиза.

Для сульфидирования окисленных медных минералов применяется гидротермальное сульфидирование, предварительный обжиг, автоклавное сульфидирование, хлорирование, сегрегационный обжиг и др. для медно-цинковых руд, помимо традиционной технологии селективной флотации, не позволяющей получать высокое извлечение металлов и, прежде всего цинка, необходимо применение технологии с выделением труднообогатимых медно-цинковых промпродуктов, которые могут успешно перерабатываться с использованием металлургических и обогатительных процессов.
Для окисленных свинецсодержащих руд можно также использовать хлоридовозгоночный обжиг с подачей угля, извести и хлорида натрия, сульфатизирующий обжиг, автоклавно-аммиачное и автоклавно-серно-кислотное высокотемпературное выщелачивание.

Наиболее освоенным в промышленности комбинированным процессом, применяемым при переработке медно-никелевых руд является метод автоклавного выщелачивания с флотационным выделением серы и сульфидов меди и никеля, а также флотационное разделение медно-никелевых файштейнов.
Для переработки медно-никелевых промпродуктов возможно применение сегрегационно-флотационного способа.
Технология переработки упорных окисленных никелевых руд осуществляется с использованием хлорирующего обжига и флотации, сегрегационного обжига и магнитной сепарации или флотации, серно-кислотного выщелачивания, сульфатизирующего или восстановительного обжига, автоклавного серно-кислотного выщелачивания и др.
Для комбинированных процессов переработки руд цветных металлов приведены технологические схемы, параметры и режимы, применяемое оборудование, а также основные технико-экономические показатели (Матер. IV конгр. обогатит. стран СНГ, М., 19-21 марта 2003. Изд. Альтекс, М., 2003, с.53).

Предложен способ обогащения сульфидных руд. Изобретение относится к горному делу и может найти применение при обогащении полиметаллических сульфидных руд, в частности, медно-никелевых руд. Технический результат - снижение стоимости трудовых и энергетических затрат при обогащении, а также снижение вредных выбросов в атмосферу и улучшение экологической обстановки в районе переработки руды.
Способ осуществляют измельчением исходной руды до крупности не более 0,25 мм, а затем проводят флотационное разделение на нерудные минералы и промпродукт.
Обезвоженный до остаточной влажности не более 2% промпродукт направляют на дальнейшую обработку, которую ведут путем его подачи в струе нейтрального газа в плазмохимический реактор, где осуществляют высокоскоростной, высокотемпературный нагрев мелкодисперсной фазы промпродукта в потоке нейтрального газа.
После выхода разогретой смеси из плазмохимического реактора производят ее резкое криогенное охлаждение с последующим отделением элементарной серы и получением порошкового коллективного концентрата (Пат. 2229938 Россия, МКИ 7; 7; 7; В 03 В 7/00; С 22 В 3/00; 4/00, 10.06.2004).

На основании анализа современной практики переработки смешанных медных руд и результатов технологических исследований, проведенных МИСиС, разработана принципиально новая комбинированная схема переработки медных руд Удокана, максимально учитывающая особенности вещественного состава, структуру руды и вмещающих пород и сложность горно-геологических условий. Основные достоинства использования новой комбинированной схемы по сравнению с ранее предлагавшимися следующие: эффективное использование особенностей вещественного состава и структуры руды позволяет извлекать до 90% меди из любого технологического сорта руд Удоканского месторождения:
уменьшается расход серной кислоты за счет выщелачивания в плотных пульпах дробленой, а не измельченной руды, и возврата кислоты с рафинатом жидкостной экстракции;
повышается удельная скорость фильтрования кека выщелачивания за счет большей крупности руды - 3 мм;
повышается стабильность режимов флотации, устраняются сложности с регулировкой расхода сульфидизатора, возникающие вследствие изменения окисленности руды, сокращается общая номенклатура и расход реагентов на флотацию;
товарными продуктами являются катодная медь высшего качества и сульфидный медный концентрат с содержанием меди на уровне 30,0% (Карабасов Ю.С., Панин В.В., Воронин Д.Ю. и др. Матер. IV конгр. обогатит. стран СНГ, М., 19-21 марта 2003. Изд. Альтекс, М., 2003, с.51).

'' Основные направления повышения эффективности переработки окисленных медных руд Удоканского месторождения рассмотрены в докладе А.В.Фатьянова, Г.А.Юргенсона, Е.В.Глотовой и др. Предложенная схема флотации является простой, легкоуправляемой и представлена основной, контрольной, двумя перечистными операциями и небольшим циклом доводки промпродуктов. Она позволяет более чем в 2 раза уменьшить время флотации, сократить расход реагентов, ее аппаратурное оформление легко компонуется.
Схема едина для сульфидных, смешанных и окисленных руд, а ее количественные параметры воздействия на структуру жидкой фазы и реагентный режим легко регулируются при изменении степени окисления поступающей в обработку руды.
Главными достоинствами предложенного варианта схемы является сокращение капитальных вложений и эксплуатационных затрат, а также отсутствие необходимости селективной выемки руд.
Технологические показатели переработки, полученные по одному из вариантов обогащения, связанному с применением электрохимических воздействий, составляют:
извлечение меди в концентрат, полученный из сульфидных руд - 91,8, смешанных - 91,5 и окисленных 88,3% (по сравнению с 88,5; 79,5 и 76,5% по другим технологиям) при содержании меди в концентрате соответственно 38,0; 31 и 31% (при 38,0; 30,0 и 27,0% по другим технологиям).
Авторами разработаны и другие варианты интенсификации флотации окисленных медных минералов криогенного периода, которые также свидетельствуют об эффективности рекомендованных технологических приемов их извлечения (там же, с.85).

В связи с резким сокращением сырьевой базы алюминиевой промышленности страны, обусловленным распадом СССР, необходимо осваивать новые месторождения, в частности, месторождения кианитовых руд. Это обеспечит сырьем такие отрасли промышленности, как алюминиевая и огнеупорная. Но руды с низким содержанием кианита не могут быть непосредственно использованы в промышленности, кроме того, они содержат вредные для технологической переработки минералы, поэтому разработка эффективной и экологически безопасной технологии обогащения кианитовых руд является весьма актуальной.
Рекомендуемая комбинированная технология обогащения кианитовых руд Карабашского месторождения позволяет гибко регулировать нагрузку на гравитационный и флотационный циклы, в зависимости от спроса на концентраты. В результате обогащения кианитовой руды Карабашского месторождения по данной схеме были получены партии гравитационного и флотационного концентратов.
Кроме этого, в результате мокрой магнитной сепарации получен магнетитовый концентрат с массовой долей 58,32%. Данные концентраты полностью удовлетворяют существующим требованиям.
Для снижения затрат на транспортирование и складирование рассмотрена возможность доводки отходов гравитационного и флотационного циклов, которая предусматривает сгущение и фильтрацию хвостов.
Вода, полученная при применении этих процессов, возвращается в оборот, а твердая часть содержит большое количество SiO2 и может быть использована в качестве строительного песка (Гришин И.А. Горн. инф.-аналит. бюлл., МГГУ, 2003, ?5, с.227).

Е.Н.Левченко и Ф.И.Шадерман (ИМГРЭ, 2004) сообщают о новых подходах при извлечении сырья с трудноизвлекаемыми компонентами. Показано, что традиционные труднообогатимые, бедные редкометалльные руды и руды промышленно неосвоенных месторождений можно эффективно использовать при условии применения принципиально новых технологических и технических решений.
Основные технические данные:

1. Предложена технология рентабельного извлечения Аu из коренных мелкодисперсных руд и из руд кор выветривания. Внедрение кучного или подземного выщелачивания с использованием бесцианидных реагентов (гипохлорита, бромата, тиомочевины), бактериального выщелачивания, флотации бактериальных комплексов, в сочетании с цементацией Аu из продуктивных растворов позволяет вовлекать в промышленную эксплуатацию ранее не осваивавшиеся руды.
2. Вскрытие эвдиалитового концентрата в среде органического растворителя позволяет устранить проблемы, связанные с комплексностью сырья. Разделение РЗЭ на группы осуществляется уже на стадии вскрытия. Исключаются главные недостатки ранее применяемых процессов: образование объемного, труднофильтруемого кека, с фильтрацией и промывкой которого были связаны основные затраты на передел, практически все потери ценных компонентов, основные объемы неутилизируемых отходов.
3. Технология извлечения Re и других редких металлов (In, Bi, Ge) для их концентрирования использует природный процесс образования сульфидных сублиматов из вулканического газа. Для повышения эффективности и селективности этого процесса подобран носитель - природный цеолит, на котором скорость процесса сублиматообразования в 100-1000 раз выше, чем в природной системе. Вулканический газ в разработанной технологии используется не только как сырье, но и как источник кислоты, реагента, применяемого для регенерации носителя.
4. Предложена новая технология переработки бокситов, основанная на спекании боксита с содой с образованием алюмината натрия, позволяющая решить проблему хрома, который выделяется в отдельный продукт. Содержания редких металлов в кеке выщелачивания возрастают в 2-3 раза по сравнению с красными шламами процесса Байера, что позволяет извлекать из кека Y, Sc, Ti с высокой рентабельностью.
При использовании принципиально новых технологий, в которых применяются нестандартные технические решения, геотехнологические возможности, новые схемы организации производства, могут быть со значительной эффективностью освоены многие рудные объекты, в том числе и те, которые в настоящее время признаны неэффективными, забалансовыми (Разв. и охр. недр, 2004, ?3, с.91).

Прогрессивные технологии обогащения руд комплексных месторождений благородных металлов освещены в статье В.А.Чантурии. Обобщен мировой и отечественный опыт глубокой переработки упорных комплексных руд благородных металлов, обеспечивающий получение готовой продукции конкурентоспособной как по технологическим, экономическим, так и экологическим критериям.
В зависимости от минерального, вещественного состава и морфометрических свойств руд, продуктов и отходов обогащения экономически обоснованы методы вскрытия золотосодержащих сульфидов:
тонкое измельчение,
автоклавное, химическое и биогидрометаллургическое окисление,
низкотемпературный обжиг,
воздействие мощных электромагнитных импульсов.
Приведены результаты промышленной реализации в России и за рубежом технологии вскрытия упорных золотосодержащих руд, подземного и кучного выщелачивания забалансовых руд и отходов обогащения, новых процессов комплексной переработки вкрапленных медно-никелевых руд и пирротинсодержащих продуктов с получением высококачественных концентратов МПГ (Геол. рудн. м-ний, 2003, 45, ?4, с.321).

Г.В.Седельникова, А.И.Романчук, Г.С.Крылова и Е.Е.Савари рассматривают новые методы переработки руд благородных металлов. С целью оценки качества минерального сырья и обоснования выбора наиболее перспективных месторождений, работы по выявлению новых объектов уже на ранних стадиях геологического изучения недр должны сопровождаться исследованиями его вещественного состава и технологических особенностей.
Это особенно актуально для многочисленных месторождений благородных металлов.
Ухудшение качества минерального сырья и увеличение требований к обеспечению экологической безопасности освоения месторождений диктуют необходимость создания и освоения, как новых высокоэффективных технологий, так и новых технических средств и методов технологических исследований руд и песков.
В ЦНИГРИ проводятся работы по созданию методов технологической оценки и технологий переработки упорных и бедных золотосодержащих руд, и песков с мелким и тонким золотом (Матер. IV конгр. обогатит. стран СНГ, М., 19-21 марта 2003. Изд. Альтекс, М., 2003, с.69).

В монографии О.И.Рыбаковой и Ю.С.Шевченко 'Извлечение тонкого золота из россыпей и отвальных продуктов' (Изд. ЧитГТУ, Чита, 2003) рассмотрены традиционное технологическое обеспечение обогащения золота и основные причины технологических потерь данного металла с точки зрения системного анализа.
Приведен обзор традиционных технологий обогащения тонкого золота, методов переоценки и опробования золотосодержащего сырья и отвальных продуктов золотодобычи.
Показаны основные разработки, касающиеся технологических схем обогащения россыпей, а также гравитационно-магнитно-флокуляционная технология доизвлечения золота из отвалов на передвижных модульных обогатительных фабриках.
Рассмотрены примеры применения флотационных и электростатических методов в данных технологиях.
Приведена комбинированная технология обогащения россыпей и отвальных продуктов золотодобычи.

В.В.Лодейщиков освещает проблемы рационального использования упорных золотых руд. Из научно-технических проблем, стоящих перед современной золотодобывающей промышленностью, проблема извлечения золота из упорного (труднообогатимого) сырья может быть отнесена к числу наиболее важных. По оценке экспертов, именно за счет более широкого вовлечения в эксплуатацию упорных золотых и комплексных золотосодержащих руд в текущем столетии планируется обеспечить основной прирост добычи золота в мире.
Большинство научных разработок и публикаций последних лет в области обогащения и металлургической переработки руд благородных металлов, так или иначе, связаны с проблемами извлечения упорного золота. В их решении принимают участие научно-исследовательские организации, предприятие и фирмы всех стран, являющихся основными (или просто крупными) производителями этого металла из рудного сырья.
В Российской Федерации наибольший объем работ по упорным золотым (а также серебряным) рудам выполнен в Институте 'Иргиредмет', длительные годы выполнявшем функции головной научно-исследовательской организации по золотодобывающей промышленности в системе цветной металлургии СССР.
Анализ результатов исследований 'Иргиредмета', которыми охвачены практически все известные в настоящее время разновидности труднообогатимых золото- и серебросодержащих руд, изучение опыта мировой золотодобывающей промышленности, а также других научных центров страны (ЦНИГРИ, ВНИИХТ, МИСиС, ИПКОН РАН и др.), позволили сформировать четкое преставление об упорных рудах золота и серебра как особой категории минерального сырья и выработать научно обоснованный подход к выбору рациональных способов их переработки.
В докладе рассмотрены некоторые методологические, технологические, экономические и экологические аспекты проблемы извлечения золота и серебра из упорных руд, представляющиеся, по мнению автора, наиболее важными в современных условиях развития мировой золотодобывающей промышленности.
Дана научно обоснованная трактовка понятию 'упорные золотые руды', приведена рекомендуемая система классификации и экспрессной технологической оценки руд (исходя из характера и степени их технологической упорности); произведена 'ранжировка' упорных руд в зависимости от их распространенности в природе и практической значимости. Подчеркивается важность применения при изучении упорных руд золота и серебра методов технологической минералогии и микроскопических исследований (Матер. Междунар. совещ.: Современные методы оценки технологич. свойств труднообогатимого и нетрадиционного минер. сырья благородных метал. и алмазов и прогрессивные технолог. их переработки (Плаксинские чтения - 2004), Иркутск, 13-17 сент. 2004. Изд. Альтекс, М., с.12).

Новые технологии извлечения золота из упорного сырья рассмотрены в докладе Г.С.Крыловой, Г.В.Седельниковой и др. Полученные результаты свидетельствуют об эффективности СВЧ-воздействий и перспективности использования их для создания современных технологий переработки упорных золотосодержащих руд.
Практическое внедрение комбинированной биогеотехнологии для извлечения золота из техногенного сырья позволит решить ряд проблем: получить дополнительный источник благородных металлов, улучшить экологическую обстановку района недропользования, т. к. техногенные отходы являются источником загрязнения воздушного бассейна и водоемов, а также изъятия из оборота плодородных земель в районах добычи и переработки сырья (там же, с.88).
Преимуществом разработанной авторами экологически чистой технологии извлечения золота из упорных флото- и гравиоконцентратов является связывание мышьяка в практически нерастворимое нетоксичное соединение - арсенат железа, известный в природе в виде минерала скородита FeAsO4, 2H2, и вывод его из процесса в твердом виде с хвостами выщелачивания.
Процессу извлечения золота предшествует операция его вскрытия кислородом в герметичном реакторе (автоклаве) в водной среде, позволяющая освободить мышьяк от связи с серой, перевести мышьяк в раствор в виде мышьяковистой кислоты и железо (II) в виде сульфата, окислить элементы соответственно до мышьяковистой кислоты и сульфата железа, которые связываются в скородит.
Полученные в лабораторных условиях оптимальные режимы были подтверждены полупромышленными испытаниями предлагаемой технологии. При переработке более 600 кг Кокпатасского и Марджанбулакского флотоконцентратов извлечение золота достигало 93,6%; серебра - 94,9% (Синяшина И.В., Шарипов Х.Т., Степанов Б.А. Матер. IV конгр. обогатит. стран СНГ, М ., 19-21 марта 2003. Изд. Альтекс, М., 2003, с.102).

Извлечение золота из труднообогатимых руд методом угольно-масляной агломерации рассмотрено в докладе Т.В.Башлыковой, Г.А.Пахомовой, В.Я.Кулигина и др. В основе процесса угольно-масляной агломерации лежит природная олеофильность поверхности золота и способность углеродных материалов в присутствии минеральных масел образовывать пористые агломераты, поэтому основным условием для успешного применения данной технологии является присутствие раскрытого золота с чистой поверхностью. Нижняя граница размера частиц золота в этом процессе не играет большой роли, т. е. данный метод может успешно применяться для извлечения именно тонкого золота.
Установлено также, что содержание органики не оказывает отрицательного влияния на данную технологию при использовании запатентованного состава агломерата.
Механизм процесса угольно-масляной агломерации заключается в следующем: частицы золота, смоченные маслом, под действием сил адгезии захватываются углерод-углеводородным шариком и капиллярными силами втягиваются в него.
Далее нагруженные золотом угольно-масляные шарики (гранулы) выводятся из процесса, который ведется в несколько циклов до насыщения гранул золотом, концентрация золота в агломерате достигает 10-12 кг/т.
Изучение полученных угольных гранул осуществлено с помощью сканирующего электронного микроскопа в излучении обратно-рассеянных электронов (Матер. 2 Междунар. конф.: Ресурсовоспроизводящие, малоотходные и природоохранные технолог. освоения недр, М., 15-18 сент. 2003. Изд. РУДН, М., 2003, с.198).

Смешанные золотосодержащие руды (степень окисления сульфидов 25-90% по классификации 'Иргиредмета') относятся к категории наиболее сложной для обогащения, поскольку требуют применения всех 'базовых' процессов извлечения золота: флотации, цианирования, гравитации.
Золото, в смешанных рудах присутствует в состоянии тонкой и эмульсионной вкрапленности в ассоциирующих его минералах железа, которые покрыты оксидными пленками или находятся полностью в окисленной форме (лимонит, гетит, скородит, ярозит и др.).
Вскрытие такого золота может быть достигнуто только лишь в условиях тонкого помола. Гравитация, благодаря созданию нового высокоэффективного оборудования (центробежные отсадочные машины Российского производства, Kelsey (Австралия), центробежные концентраторы Нельсона, стала выполнять более действенную роль в извлечении тонких (менее 20 мкм) оксидов сульфидных минералов.
Последнее, как правило, недоступно для обычных отсадочных машин, концентрационных столов и др.
Сочетание процессов цианирования исходных руд с высокоинтенсивной гравитацией хвостов выщелачивания (с выходом концентрата 10-20%) позволяет повысить извлечение золота на 5,5-7,5% по сравнению с прямым цианированием руды. Получаемые при этом первичные гравитационные концентраты могут быть возвращены в процесс переработки руды или перерабатываться по технологии, включающей доизмельчение с последующим высокоинтенсивным цианированием (Лодейщиков В.В., Бескровная В.П., Гребенюкова О.В. Матер. Междунар. совещ.: Современные методы оценки технолог. свойств труднообогатимого и нетрадиционного минер. сырья благородных метал. и алмазов и прогрессивные технолог. их переработки (Плаксинские чтения - 2004), Иркутск, 13-17 сент. 2004. Изд. Альтекс, М., 2004, с.78).

Золотоносные коры выветривания - один из немногих природных объектов, которые не дают покоя геологам, и которые так не любят технологи. Первые пытаются привлечь к ним внимание большими объемами близповерхностно залегающих руд с низкими содержаниями и громадными ресурсами золота.
Вторые - не могут найти приемлемой, с точки зрения экономики, технологии извлечения золота из-за чрезвычайной изменчивости характера перерабатываемого сырья (обеднение содержаний золота и шламистость руд, окисленный и тонковкрапленный тип оруденения и т. п.).
В Казахстане известно более 100 месторождений и рудопроявлений и более 200 неизученных проявлений и точек минерализации, связанных с золотоносными корами выветривания.
В настоящее время отрабатывают единичные месторождения золота (Васильковское, Джерек и др.) методом KB (гидрометаллургия) и гравитационно-флотационной технологией месторождение Новоднепровское.
В качестве типичного примера приводятся результаты исследования золотосодержащей коры выветривания одного из месторождений.
Авторам удалось разработать гибкую гравитационную схему обогащения руд. Данная технологическая схема по гравитационному обогащению подтверждена опытно-промышленными испытаниями по обогащению руд многих месторождений золота в корах выветривания.
Суть схемы - предварительная промывка на скруббер-бутаре с классификации горно-рудной массы по граничному классу крупности 2 мм.
Надрешетный продукт поступает на дробление и измельчение, а подрешетный - на центробежную гравитацию и дешламатизацию материала.
В результате получаем золотосодержащий гравиоконцентрат и обесшламленный пригодный для гидрометаллургической переработки промпродукт (Воробьев А.Е., Перегудов В.В. и др. Матер. 2 Междунар. конф.: Ресурсовоспроизводящие, малоотходные и природоохранные технолог. освоения недр, М., 15-18 сент. 2003. Изд. РУДН, М., 2003, с.191).

В.М.Маньковым, Т.Б.Тарасовой и др. (ОАО 'Иргиредмет', МГТУ, 2004) предложена комплексная технология обогащения руд коры выветривания, включающая извлечение свободного золота центробежно-гравитационными методами и извлечение связанного золота из продуктов гравитационного обогащения методом КВ.
Основные технические данные:

1. Гравитационное обогащение предусматривает:
- дезинтеграцию и грохочение по крупности 10 (8) мм в скруббер-бутаре;
- классификацию фракции -10(8) мм в гидроциклонах и на виброгрохотах;
- обогащение песковой фракции в центробежных концентраторах типа 'Итомак';
- обогащение сливной фракции в центробежно-барботажных концентраторах типа ЦБК-450.
Расчетное извлечение свободного золота по данной схеме в концентрат, пригодный для пирометаллургической переработки, составляет 62,7%.
2. Извлечение золота из хвостов гравитационного обогащения методом КВ составляет около 90%. С учетом этого общее извлечение золота из руд коры выветривания при их переработке в два этапа составляет около 85%.
3. Гравитационная технология обогащения реализована на предприятии в виде промывочного прибора с проектной производительностью 70 м3/ч. По результатам промышленной эксплуатации промприбора сквозное извлечение свободного золота по схеме составило 67,5-69,0%. При этом золото крупностью -0,25+0,1 мм по данной технологии извлекается на 94-96%; крупностью -0,1+0,063 мм - на 72-90% и -0,063 мм - на 38-54%. Извлечение золота в концентрат ЦБК-450 составило 65 % при выходе концентрата 0,04%. Хвостовые продукты центробежно-гравитационных аппаратов ЦБК-450 имели содержание свободного золота 0,05 г/м3. Конечный гравиоконцентрат имеет достаточно высокое содержание для плавки в рудно-термической печи и получения товарного золота в виде слитков.
Предлагаемая технология может быть использована для переработки глинистых руд с весьма мелким золотом (Инф.-реклам. бюлл. 'Золотодобыча', Иргиредмет, 2005, ?74, с.7).
Выполнены исследования по совершенствованию технологии гравитационного извлечения золота на Райской обогатительной фабрике. Для проведения поисковых исследований были представлены три частные пробы: слив гидроциклонов, пески короткоконусных гидроциклонов, гравитационный концентрат. Доводка фабричного гравитационного концентрата (содержащего 57-65 г/т золота) на столе 'СКДУ' обеспечивает получение золотосодержащего концентрата с содержанием золота до 330 г/т при извлечении 95-97%. Была проверена возможность получения высококачественного золотосодержащего концентрата. Показано, что может быть получен концентрат с содержанием золота более 2 кг/т при извлечении 92%. В настоящее время проводятся испытания центробежного концентратора КБ-760, установленного в узле измельчения на Турьинской обогатительной фабрике (Мальцев В.А., Видуецкий М.Г., Ручкин И.И. и др. Матер. Междунар. науч.-техн. конф.: Науч. основы и практика разв. и переработки руд и техногенного сырья, Екатеринбург, 18-21 июня 2003. Изд. УГГГА, Екатеринбург, 2003, с.99).

Специалистами ЦНИИгеолнеруда и ООО 'Экоэксперт' созданы приборы 'Шлих' и 'Старатель', которые являются автономными изделиями со встроенными источниками питания, и предназначены для эксплуатации как в полевых, так и стационарных условиях.
Прибор 'Шлих' имеет производительность по исходному - 60-80 кг/ч с максимальным размером улавливаемых частиц золота - 0,05-0,1 мм. Производительность в смену (при весе пробы 1-2 кг) - до 40-50 проб. Вес прибора с автономным источником питания - 4 кг.
'Шлих' особенно эффективен при выполнении поисковых и поисково-оценочных работ на ранних стадиях ГРР.
Может применяться для оценки содержания золота в шлиховых и протолочковых пробах, для оценки золотоносности любых техногенных и природных источников и отходов ГОКов, содержащих благородные металлы.

Прибор 'Старатель' имеет производительность по исходному - 60-80 кг/ч при максимальном размере улавливаемых частиц золота - 0,2-0,3 мм. Вес прибора с автономным источником питания - 4 кг.
'Старатель' особенно эффективен при использовании на удаленных, безводных, относительно небольших по запасам месторождениях золота.
Он ориентирован на ускорение процесса ГРР и может применяться для переработки хвостов обогащения ГОКов и любых техногенных и природных источников, содержащих благородные металлы.
Может быть использован и малыми предприятиями.
Прототипов и аналогов по России и зарубежью нет (Драгоц. метал. Спец. вып., июль, 2003, с.78).

В Гинцветмете (Черных С.И., Енбаев И.А., Малинский Р.А., 2003) изложены основные принципы создания и выбора малоэнергоемких высокоэффективных производительных промышленных образцов аппаратов центробежного принципа действия, флотационных машин.
Предложены пути их совершенствования для глубокого обогащения сырья благородных и цветных металлов и на их основе разработка экологически безопасных и энергосберегающих технологий.
Цель работы: создание надежных установок по комплексному извлечению тонкого и мелкого золота, цветных металлов как из рудного сырья, россыпей, так и из отвальных продуктов драг, промприборов и обогатительных фабрик, перерабатывающих руды цветных и благородных металлов, а также для разделения медно-никелевого файнштейна.
Проведен анализ основных недостатков существующих промышленных образцов центробежных концентраторов и флотомашин отечественных и зарубежных фирм; определены конструктивные и технологические параметры разрабатываемых и усовершенствованных образцов, позволяющие ликвидировать эти недостатки.

На рубеже XX-XXI вв. горно-технические условия разработки россыпных месторождений золота и платины значительно ухудшились, в частности, существенно увеличилось содержание глины в песках.
Предлагаемая экологически чистая технология включает предварительную обработку разрабатываемых глинистых песков механическими частицами и обеспечивает снижение технологических потерь ценного компонента на 20-75%, что позволит при небольших затратах эффективно осваивать россыпные месторождения золота и платины (Карепанов А.В. Записки СПбГУ им. Г.В.Плеханова, 2003, 155, ч.2, с.65).

В МГГРУ (науч. рук. Бойцов В.Е., 2003) разработаны теория и научные основы рационального использования недр при комплексной оценке и разработке месторождений радиоактивных и благородных металлов. На основе геотектонического районирования на территории Алданского рудного района выделены разнотипные рудные объекты и построены генетические модели формирования золотой и урановой минерализации, установлены закономерности их пространственного размещения.
Для выделенных типов собственно-золоторудных, уран-золоторудных и золотоурановых месторождений определены термобарогеохимические параметры процесса рудообразования.
Выделены основные минерально-технологические типы и сорта руд. Проведена предварительная разработка принципиальной технологической схемы переработки концентрата радиометрической сортировки с последующим флотационным разделением шихты концентрата.
Наиболее эффективным оказался процесс автоклавного выщелачивания.

В Московском ВНИИ химической технологии (науч. рук. Рузин Л.Н., 2003) выполнен аналитический обзор перспектив обеспечения ураном потребностей Российской Федерации. Определены потребности в уране на период до 2030 г., рассмотрены дополнительные источники и наиболее перспективные промышленные месторождения урана.
Рассмотрены данные по промышленным методам рудоподготовки и обогащению урановых руд. Дан обзор гидрометаллургических технологий переработки урановых руд, производства урановых концентратов, диоксида урана керамического сорта и фтористых соединений урана.

О применении электрохимических методов для повышения извлечения ниобия из руд Восточной Сибири сообщают в докладе А.И.Баранов, Ю.Л.Гармазов и О.В.Белоусова. В настоящее время в связи с прокладкой магистральных нефтепроводов высока потребность в производстве высокопрочных и коррозионностойких труб.
Легирование стали ниобием позволяет решить эту проблему. В связи с этим возрастает потребление ниобия в черной металлургии и возникает потребность вовлечения в переработку новых месторождений с применением новых технологий.
Исследование на обогатимость проводилось с ниобийсодержащей рудой одного из месторождения Восточной Сибири, содержащего 0,581% ниобия в пирохлоре; 3,2% фосфатов в апатите; железа 6,7% в гематите и тонкодисперсном оксиде железа.
В результате проведенных исследований установлено, что для извлечения пирохлора из тонковкрапленных руд потребуется комплексная схема, включающая флотацию, гравитацию, электрохимическое кондиционирование с последующим удалением железа электромагнитной сепарацией с получением ниобийсодержащего концентрата, пригодного для металлургического извлечения ниобия автоклавным способом (Матер. Междунар. совещ.: Современные методы оценки технолог. свойств труднообогатимого и нетрадиционного минер. сырья благородных метал. и алмазов и прогрессивные технолог. и переработки (Плаксинские чтения - 2004), Иркутск, 13-17 сент. 2004. Изд. Альтекс, М., 2004, с.209).

А.И.Николаевым и В.Г.Майоровым изучены закономерности извлечения и разделения ниобия и тантала, включая данные по механизму и условиям экстракции. Обоснована возможность исключения использования сильных минеральных кислот (НСl, Н2SO4) при экстракции тантала и ниобия из фторидных растворов.
Было установлено явление значительного увеличения экстракции ниобия и тантала из растворов с высоким содержанием титана, кремния, циркония, алюминия и железа, образующих фторометаллатные кислоты.
Это позволило предложить схему переработки бедного сырья в замкнутом безотходном цикле с регенерацией HF без сброса больших количеств кислотных стоков в окружающую среду.
В качестве экстрагентов используют органические карбоновые и фосфорсодержащие кислоты, нейтральные фосфорорганические соединения (Сб. тр. науч. конф.: Переработка природного и техногенного сырья, содержащего редкие, благородные и цвет. метал., Апатиты, 1 апр. 2003. Изд. КНЦ РАН, Апатиты, 2003, с.5).

В Читинском государственном техническом университете проводятся исследования по разработке новой технологии переработки тонковкрапленных руд. В качестве примера приводятся результаты разработки новой технологии на танталониобиевых рудах Орловского месторождения Читинской области.
Основными промышленными компонентами Орловского месторождения являются тантал, ниобий и литий.
Для танталит-колумбита характерна тесная парагенетическая связь с микролитом, лепидолитом, мусковитом, в которых он проявляется в виде мелких включений или сростков.
Размеры зерен танталита-колумбита колеблются от нескольких микрон до 5-7 мм, при преобладающих размерах -0,07-0,2 мм.
В процессе выполнения работы было установлено, что для переработки руды данного месторождения эффективно может быть использована технология интенсивной гравитации, которая предусматривает построение технологических схем на аппаратах с оптимальным гравитационным полем, максимально учитывающих свойства минералов.
Предложена новая технологическая схема переработки руд Орловского месторождения с применением устройства для обогащения шламов.
Сущность работы состоит в том, что обогащение шламистых материалов в установке проводят в нестационарном центробежном поле, создавая условия для ускорения процесса отделения рудных минеральных частиц от остальной массы минеральных комплексов или шламовой фракции от крупнозернистой части пульпы.
Рекомендуемая схема в первой стадии обогащения обеспечивает извлечение тантала от исходной руды 77,41%, что на 4,98% выше, чем при действующей схеме.
Устройства для обогащения шламов также испытаны на редкометалльных, пиритных, полиметаллических и других типах руд и техногенного сырья (Фатьянов А.В., Никитина Л.Г., Никитин С.В. Матер. IV конгр. обогатит. стран СНГ, М., 19-21 марта 2003. Изд. Альтекс, М., 2003, с.163).

Добыче рения из действующих фумарольных газов - вулкан Кудрявый, Россия посвящен доклад А.А.Кременецкого, Ф.И.Шадермана и И.Г.Спиридонова (ИМГРЭ, 2004).
Установлено что активные фумарольные газы из вулкана Кудрявого содержат аномальные количества Re, Bi и In (1, 2 и 3 г/т, соответственно), что позволяет считать их потенциальным источником Re и других редких элементов.
Авторы предлагают схему извлечения, применяемую для осаждения сублиматов несколькими сорбентами (Пат. 21592961 Россия).
Изучено взаимодействие вулканических газов с серией природных (базальт, андезит, цеолит) и синтетических (алюминий, активированный уголь) потенциальных носителей различных ионно-обменных свойств.
Твердые фазы образуются в природной вулканической обстановке и идентифицируются в сорбентах, образование температурного ряда инвариантно для носителей.
Сублиматобразующие процессы включают следующие стадии:
1) перенос и развитие кластеров в газе;
2) первичная адсорбция на поверхности носителя;
3) образование кристаллов и их агрегатов в активных центрах вновь образованных фаз.
Контролем над продуктивностью процесса являются кинетические факторы:
механизм отложения сульфидов,
продолжительность контактов,
свойства поверхности и скорость потока газа.
Скорость кластерообразования зависит от температуры и химического состава газа. Первичная кинетика адсорбции ограничена свойствами поверхности носителя и скорости потока газа.
Завершение образования кристаллических фаз наблюдается при постоянных кинетических параметрах, таких как интегральная скорость образования сублимата и является прямой пропорцией числа существующих центров и увеличивается со временем.
Таким образом, образование продуктивного сублимата является образованием поверхностей, что контролируется первичной адсорбцией.
Природные цеолиты с их развивающимися поверхностями и заряженными активными центрами являются наилучшими агентами.
Используя вышеупомянутые представления, была изготовлена пилотная установка, помещенная в кратере вулкана Кудрявый. Установка была загружена 300 кг клиноптилолита.
Фумарольный газ (Т-550oС) был накачен через цеолитный слой в течение 30 дней.
В результате содержание рения в цеолите составило 22 г/т.
Стандартные технологические операции - разложение H2SO4, концентрация иона-обменника и осаждение аммонием давали возможность получить 5 г аммониевого перхената впервые в мире.
Сублиматы сульфидов других металлов (Bi, In, Ge, Mo и др.) также были найдены в цеолите.
Таким образом, эти результаты демонстрируют реально получение рения и других редких металлов из высокотемпературных фумарольных газов.

Предложена и успешно испытана технологическая схема обогащения оливинитового сырья Хабозерского месторождения (Ракаев А.И., Николаев А.И., Кукушкина А.Н. и др., Кольский науч. центр РАН, 2004). Для повышения качества исходного оливинитового сырья использована тяжелосредная сепарация (ТЖС).
Основные технические данные:

1. Исходное оливинитовое сырье подвергается грохочению по классу 5 мм. Надрешеточный продукт поступает в тяжелосредный конусный сепаратор, а подрешеточный - в тяжелосредный турбоциклон. В этих аппаратах в тяжелую фракцию выделяются, соответственно, крупнокусковой и мелкокусковой оливинитовые концентраты. Легкая фракция конусного сепаратора после измельчения и присоединения к ней легкой фракции турбоциклона поступает на магнитное обогащение. Суммарный выход кондиционного оливинитового концентрата составил 64% (содержание MgO - 45%, потери при прокаливании (9000С) - 0,16%). Выход сунгулитового продукта - 23% (содержание MgO - 37,5%), выход иддингситового продукта - 13%.
2. Методами рентгенографического, термического, оптического, химико-аналитического анализов и ИК-спектроскопии изучены сунгулитовый (ЛК) и иддингситовый (АК) концентраты. Исходя из состава и изученных свойств ЛК и АК определены потенциальные области их использования, в числе которых производство пигментов и наполнителей для лакокрасочных и полимерных материалов, а также сварочных материалов и сорбентов.
3. Низкие маслоемкость и растворимость ЛК и АК, наряду с доступностью, позволяют считать их перспективным сырьем для производства пигментов и наполнителей для лакокрасочных материалов на органической и водной основах. Возможно улучшение пигментных характеристик, таких как термо-, свето- и водостойкость, новых материалов за счет их модифицирования соединениями цветных металлов и поверхностных обработок.
4. Низкое содержание в ЛК и АК основных лимитируемых примесей для сварочных материалов - фосфора и серы - свидетельствует о возможном их использовании в составе обмазки электродов.
5. Изучена возможность применения ЛК и АК в качестве адсорбента металлов. Для исследований использовались продукты с тониной помола -100+40 мкм. Сорбцию проводили из искусственных растворов с содержанием металла (кобальта, никеля, меди, цинка, алюминия, железа) около 20 мг/л. Для сравнения испытаны прокаленный при 8000С ЛК и оливинитовый концентрат. Наибольшая степень извлечения металлов наблюдается при применении прокаленного ЛК - от 97,5 до 99,5%.
Предлагаемая технология позволяет повысить эффективность использования оливинитового сырья и, соответственно, существенно сократить количество отходов (Обогащ. руд, 2004, ?2, с.40).

В докладе В.А.Чантурии обобщен мировой и отечественный опыт глубокой переработки алмазосодержащих кимберлитов и упорных комплексных руд благородных металлов, проанализированы основные причины потерь ценных компонентов. Научно обоснованы нетрадиционные методы повышения контрастности свойств сульфидов и алмазов и эффективности дезинтеграции и вскрытия минеральных комплексов.
Рассмотрены основные процессы, протекающие в жидкой фазе при электрохимической обработке промышленных вод, теоретически и экспериментально обоснована эффективность использования различных продуктов электролиза воды в схемах обогащения алмазосодержащих кимберлитов.
Разработана классификация технологических свойств алмазов, создана технология, обеспечивающая снижение потерь алмазов в 1,2-1,5 раза и технология повышения качества и цветовых характеристик кристаллов при снижении расхода кислот и щелочей.
В зависимости от минерального, вещественного состава и морфометрических свойств продуктов и отходов обогащения экономически обоснованы методы вскрытия золотосодержащих сульфидов:
тонкое измельчение,
автоклавное,
химическое и биогидрометаллургическое окисление,
низкотемпературный обжиг,
мощные энергетические воздействия.

Сотрудниками ИПКОН РАН теоретически и экспериментально обоснован механизм селективной дезинтеграции и вскрытия наночастиц благородных металлов и установлено, что основной эффект обусловлен созданием каналов пробоя в сульфидной матрице, различным механизмом термического нагрева минералов полупроводников, диэлектриков и металлов и поверхностным скин-эффектом.
Создана совместно с ООО 'Фон' модульная установка, обеспечивающая обработку влажных продуктов обогащения (пески гидроциклона, классификатора), производительностью 50 кг/ч.
Разрабатывается техническая документация на установку производительностью до 10 т/ч.

ИПКОН РАН совместно с ИРЭ РАН и ЦНИГРИ экспериментально изучен технологический процесс вскрытия золотосодержащих сульфидов при воздействии мощных электромагнитных импульсов высокой напряженности на минеральные комплексы. Проведены испытания на различных продуктах обогащения, содержащих благородные металлы.
Установлена возможность повышения извлечения благородных металлов в процессах обогащения комплексных руд и цианирования Аu на 5%-30% (Матер. Междунар совещ.: Современные методы оценки технолог. свойств труднообогатимого и нетрадиционного минер. сырья благородных метал. и алмазов и прогрессивные технолог. их переработки (Плаксинские чтения - 2004), Иркутск, 13-17 сент. 2004. Изд. Альтекс, М., с.10).

Способ извлечения из руд алмазов содержит двухстадийное измельчение руды в мельницах самоизмельчения, извлечение крупных алмазов люминесцентной сепарацией, извлечение средних алмазов липкостной сепарацией, доизмельчение крупных и средних фракций хвостовых продуктов в истирающих мельницах самоизмельчения по замкнутому циклу с последующим доизвлечением мелких алмазов пенной сепарацией совместно с пневмофлотацией и выводом хвостов пенной сепарации в отвал.
Перед извлечением крупных алмазов люминесцентной сепарацией и средних - липкостной сепарацией, осуществляют предварительную виброконцентрацию алмазов на грохотах-концентраторах с возвратом хвостовых продуктов виброконцентрации на доизмельчение в замкнутом цикле с мельницами второй стадии самоизмельчения.
Обесшламливание и фракционирование мелкозернистого материала осуществляют с применением гидроклассификации, с выводом сливного продукта гидроклассификации в отвал и дообогащением пескового продукта с применением пенной сепарации, пневмофлотации и пленочной флотации.
Изобретение повышает эффективность извлечения алмазов при сохранении их природной крупности и удешевлении технологии обогащения (Пат. 2223825 Россия, МКИ 7; 7; В 03 В 7/00; 9/00, 20.02.2004).

На лабораторном уровне показана перспективность комбинированной технологии обогатимости кварцевого сырья 'Центркварц'. Разработанная инновационная технологическая схема включает предварительное обогащение кварца радиометрическими методами сепарации сырья и последующую глубокую переработку предконцентратов гравитацией и химической обработкой.
Проведена апробация технологии на стадии укрупненно-лабораторных исследований (Серых И.М., Гулин Е.Н., Кайряк А.Д. Матер. I Всерос. конф.: Сырьевая база неметал. полез. ископ. и соврем. сост. науч. исс-й в России, М., 2003. М., ГЕОС, 2003, с.37).

В ЦНИИгеолнеруде (Садыков Р.К., Власова Р.Г., Шишкин А.В. и др., 2003) проведена экспериментальная технологическая оценка возможности переработки и установления пригодности использования таких видов сырья, как фосфоритовые руды, глины, карбонатно-кремнистые породы, болотные руды, песчано-гравийные материалы Республики Татарстан.
Технологические исследования фосфоритовых руд (Сюндюковский, Южно-Сюндюковский, Вожжинский, Кадышевский, Дрожжановский, Мало-Цильненский участки) позволили выделить первичные концентраты с параметрами фосмуки-16. Доказана возможность получения из желваковых фосфоритов продуктов, соответствующих димонофосфату кальция высшего, первого, второго, третьего сортов и аммонизированному двойному суперфосфату.
Установлено, что в Татарстане отсутствуют высококачественные бентониты, а к среднекачественным отнесены бентониты щелочно-земельного типа месторождений Бехтеровское, Тарн-Варнское, Березовское, Юколинское, Алаевское.
Месторождения Биклянское и Верхнее-Табинское содержат низкокачественный бентонит. На основе бентонитов Березовского месторождения получен активированный адсорбент с высокими адсорбционными показателями.
Разработан процесс получения органофильных бентонитов с Березовского, Юколинского и Тарн-Варнского месторождений.
Установлено, что цеолит-монтмориллонитовая глина месторождения Татарская Бездна показывает более хорошие результаты, чем бентониты Березовского и Юколинского месторождений по фильтрующей, отбеливающей способности и при очистке дизельного масла.
Показано, что из глинистого сырья Сарай-Чекурчинского, Ключищенского и Сахаровского месторождений могут быть получены керамические изделия с объемной массой около 800 кг/м3. Получены также силикатные кирпичи (Городищенское месторождение) с улучшенными теплофизическими и теплопроводными свойствами.
Установлена пригодность песков-отсевов месторождений песчано-гравийных материалов Краснобарского, Сокольного и Камско-Устьинского в качестве полиминерального сырья (железооксидные пигменты, титановые белила, черные и серые пигменты).
Результаты работ могут быть использованы для организации в Республике Татарстан производств различных видов продукции с перспективными эксплуатационными характеристиками.

Новые решения проблемы комплексного использования апатит-нефелиновых руд Хибинских месторождений отражены в статье Ю.Е.Брылякова. Новая технология позволяет существенно повысить качество сфенового концентрата.
В очищенном по новой технологии концентрате массовая доля оксидов алюминия и фосфора снизилась с 1,5-5 и 0,6-2,5 до 0,3-0,5 и 0,02-0,04% соответственно.
За счет этого доля сфена увеличилась до 93-94,5%, хотя раньше, в лучшем случае, не превышала 86%.
Извлечение диоксида титана по новой схеме увеличилось до 45-50% или до 65-70% в пересчете на сфен.
Химически очищенный эгириновый концентрат практически также не содержит примесей апатита и нефелина.
Предложенное техническое решение позволило не только стабильно получать высококачественные сфеновый и эгириновый концентраты, но и в значительной мере снизить влияние состава исходного питания на технологические показатели.
Разработанная комбинированная химико-обогатительная технология проверена в опытно-промышленных условиях.
На основании полученных результатов в ОАО 'Апатит' смонтирована установка, выпускающая в сумме до 200 т/мес обоих концентратов (Горн. ж., 2004, №5, с.51,92).

На основе проведенных исследований разработана не имеющая аналогов суспензионно-обжиговая схема обогащения фосфатно-карбонатной руды микрозернистого типа бассейна Каратау (Казахстан).
Началом производственного внедрения технологии явилось строительство промышленной установки обжига фосфоритной руды в трехзонной печи 'кипящего слоя'.
Испытаны с положительным результатом комбинированные технологические схемы комплексного обогащения, базирующиеся на использовании метода обжига в различных его вариациях, применительно к железистым фосфоритам желвакового типа (Вятско-Камское, Чилисайское, Егорьевское месторождения), а также к бедным апатит-карбонатитовым рудам Ковдорского и Белозиминского месторождений.
Разработана и находится в стадии практической реализации на Кызылкумском фосфоритном комбинате (Узбекистан) комбинированная технологическая схема обогащения фосфоритной руды зернистого типа карбонатного состава, включающая в оптимальном сочетании сухие и мокрые способы рудоподготовки и обогащения, а также прогрессивный метод 'мгновенного обжига' во взвешенном состоянии для финишной доводки фосфатного концентрата (Смирнов Ю.М. Матер. Междунар. совещ.: Направленное изменение физ.-хим. свойств минер. в процессах обогащ. полезн. ископ. (Плаксинские чтения - 2003), Петрозаводск, 2003. Изд. Альтекс, М., 2003, с.27).

Институтом 'ВНИПИИстромсырье' с участием АООТ 'НИИстроймашкерамика' выполнены работы по теме 'Разработка технологии обогащения тугоплавких глин месторождений России взамен импортируемых для выпуска тонкой строительной керамики' и установлена принципиальная возможность полной замены импортируемых глин Андреевского месторождения Украины обогащенными глинами Владимирского (Ростовская обл.), Лукошкинского (Липецкая обл.) и Кудиновского (Московская обл.) месторождений.
Разработанная Институтом 'ВНИПИИстромсырье' технология может быть использована и для решения задачи обогащения бентонитовых глин. Эта задача должна быть в ближайшее время поставлена перед соответствующими отраслевыми институтами Госстроя России в связи с тем, что объемы добычи высококачественных бентонитовых глин в Российской Федерации не обеспечивают потребностей промышленных предприятий.
Одним из наиболее ценных видов глинистого минерального сырья являются палыгорскитовые глины, широко применяющиеся в зарубежной практике. Недостаточное развитие минерально-сырьевой базы и низкое качество природных палыгорскитовых глин являются основными факторами ограниченного предложения на российском рынке палыгорскитовой продукции.
В то же время на основании зарубежных и отечественных данных ежегодная потенциальная потребность России в палыгорскитовой продукции оценивается в 1,5-1,6 млн т.
В современной практике повышение содержания палыгорскита до 80-90% обеспечивается преимущественно сухими методами обогащения.
Мокрое обогащение, дающее более чистые концентраты, находит пока ограниченное применение из-за несовершенства технологии. При использовании и соответствующей модернизации разработанной Институтом 'ВНИПИИстромсырье' технологии обогащения глинистого минерального сырья область применения мокрого обогащения палыгорскитовых глин может быть существенно расширена (Буянов Ю.Д., Сердюк Б.П. Матер. IV конгр. обогатит. стран СНГ, М., 19-21 марта 2003. Изд. Альтекс, М., 2003, с.114).

В ЦНИИгеолнеруде (Сабитов А.А., Тетерин А.Н. и др., 2003) на основе комплексного изучения вещественного состава глин Нартийского участка выделены щелочные, щелочно-земельные и щелочно-щелочно-земельные бентониты.
Разработана технология модифицирования бентонитов (известковистных и сильно известковистных) методом химической механоактивации с получением высококачественных глинопорошков для буровых растворов.
Сделан вывод о различии в строении продуктивного пласта и распределении в нем разновидностей бентонитов.
Составлены рекомендации по разработанной авторами оптимальной методике одифицирования бентонитов Нартийского участка. Определены дополнительные возможности использования модифицированных бентонитов и мергелей для окомкования железорудных концентратов.
Использование полученных глинопорошков дают выход бурового раствора порядка 20 м3/т при требовании мировых стандартов - не менее 16 м3/т.
Также разработана высокопористая и достаточно прочная кристаллическая структура керамического черепка в результате создания новой сырьевой смеси, в которой содержится глинистый мергель с определенным пропорциональным содержанием окиси кальция, а также - цеолитсодержащая глина с высоким содержанием опалового вещества.
Изобретение дает возможность получать строительный кирпич с повышенными теплоизоляционными свойствами при вовлечении в процесс производства местного сырья и расширении его сырьевой базы (Корилов А.В., Горбачев Б.Ф., Гонюх В.М. и др. Пат. 2210554, 2003).

В ЦНИИгеолнеруде предложена новая сырьевая смесь для изготовления силикатного кирпича, отличающаяся от прежних тем, что она содержит в качестве минеральной добавки кремнеземистый мергель класса 5,0-00 мм при определенных пропорциональных соотношениях компонентов. Использование новой добавки позволяет получать легкие силикатные кирпичи со средней плотностью 1260-1500 кг/м3 и низкой теплопроводностью (это важно при использовании их в качестве конструкционного и теплоизоляционного материала); позволяет получать более прочный сырец; способствует расширению сырьевой базы для получения силикатных кирпичей на основе местного сырья (Лузин В.П., Лузина Л.П., Гонюх В.М. и др. Пат. 2212386, 2003).

Совместными исследованиями технологов предприятий городов Новосибирска и Красноярска, а также Института теплофизики СО РАН разработана новая технология сухого обогащения вермикулита, включающая грохочение, дробление, дозирование, сушку, помол и пневмотранспортирование с одновременным разделением частиц вермикулита на фракции.
Решена основная проблема при одностадийном сухом обогащении руды: селективное выделение породообразующих минералов (вермикулит, мелкие каменистые включения, тонкодисперсный кварц, глинистая фракция), при котором не происходит разрушения частиц вермикулита, с последующей их классификацией.
Решена она с помощью разработанной авторами измельчительно-сепарационной установки. В результате получается концентрат вермикулитовой торговой марки 'RUVER'.
Опыт эксплуатации технологической линии сухого обогащения показал возможность ее использования для сушки и обогащения других видов минерального сырья: каолина, мела, талька, бентонитовых глин, песка и т.д. (Стороженко Г.И., Пак Ю.А., Болдырев Г.В. и др. Строит. матер. 2004, ?1, с.20).

В ЦНИИгеолнеруде (Лузин В.П., Лузина Л.П., 2003) на основе технологических испытаний сделан вывод о промышленной ценности освоения слюдосодержащих пород Саздинского объекта и возможности многоцелевого их применения.
Впервые разработан вариант комплексного (механический анализ, флотация, электромагнитная сепарация) технологического определения содержания в породах мелкоразмерных слюд (мелкоразмерного мусковита) по минералу (в %).
Одновременно разработана технология комплексного использования слюдосодержащих пород с производством концентратов мелкоразмерного мусковита, кварца и каолинита.
Предложено при технологическом картировании выделять технологические сорта мусковита, различающиеся по физическим свойствам и химическому составу.
Получены сведения об изменчивости содержания мусковита по профилю и горизонтальной мощности рудных залежей, по типам и разновидностям вмещающих руд.
Также предложено новое соотношение входящих в сырьевую смесь компонентов и новые размеры частиц применяемого в смеси вермикулита для производства гипсовермикулитовых теплоизоляционных изделий.
Вермикулит получен методом обратной флотации из отходов неслюдяного производства. Предлагаемый состав сырьевой смеси обеспечивает получение изделий с плотностью меньше 600 кг/м3, достаточной прочностью на сжатие и теплопроводностью в соответствии с ГОСТ 16381-77.
Использование изобретения обеспечивает повышение качества изделий, расширение областей применения мелкого вермикулита и сокращение расхода вермикулита для получения вышеописанных теплоизоляционных изделий (Лузин В.П., Лузина Л.П. Пат.2230715, 2004).

В ЧитГТУ разработана комбинированная технология обогащения цеолитсодержащих пород, позволяющая получить концентраты, содержащие 85-95% цеолита при извлечении 37-86% с эффективностью обогащения 69-77%.
В зависимости от минералогического и химического составов, текстурно-структурных и других характеристик сырья в комплекс обогащения входит избирательное дробление, гравитационный метод, магнитная и электрическая сепарации.
Для интенсификации отделения цеолитов от минералов-примесей предложен способ предварительной ультразвуковой обработки суспензии пород в качестве подготовительной операции перед магнитной сепарацией (Хатькова А.Н. Матер. I Всерос. конф.: Сырьевая база неметал. полез. ископ. и соврем. сост. науч. исс-й в России, М., 2003. М., ГЕОС, 2003, с.30).

В ЦНИИгеолнеруде разработан новый состав гипсовых строительных изделий, полученный на основе включения в сырьевую смесь в качестве минерального наполнителя обожженного кремнеземистого мергеля из породы мергель проявления Большая Акса Республики Татарстан.
Технология изготовления предлагаемого минерального наполнителя и отработанные его оптимальные соотношения с другими компонентами смеси, обеспечивают возможность получения гипсовых строительных листовых изделий, деталей и конструкций со средней плотностью 920-1060 кг/м3, что важно при использовании их в качестве звуко- и теплоизоляционного конструкционного материала, а также способствуют расширению сырьевой базы на основе использования местного сырья (Лузин В.П., Лузина Л.П. Пат. 2212385, 2003).

И.Н.Никитин и Н.И.Никитина провели исследования по обогащению гравитационных отходов углеобогащения. Интенсивная добыча углей и современная техника их обогащения связаны с образованием огромных количеств отходов, занимающих большие территории и загрязняющие окружающую среду.
Особенно большой проблемой это является для Донбасса. В процессе обогащения углей гидравлической отсадкой получаются три продукта: угольный концентрат, промежуточный продукт и отходы. Два первых используются в народном хозяйстве, третий - это порода, балласт, требующий дополнительных расходов на транспортировку и хранение в отвалах, к тому же вместе с минеральной частью наблюдается и унос органической массы. Предметом исследования стала возможность как той, так и другой составляющих отходов. Объектом исследования стали отходы углеобогащения Макеевского коксохимического завода. Получены следующие выводы:
1. Гравитационные отходы завода могут быть использованы для технологических и энергетических целей.

2. В случае извлечения из отходов угольной массы для технологического использования (коксование, пылеугольное топливо) плотность разделения должно составлять 1500 кг/м3. При использовании извлекаемого угля для энергетических целей плотность разделения должна составлять 1800 кг/м3.
3. Гравитационные отходы можно эффективно обогащать в крутонаклонных сепараторах (типа КНС), вибрационных аппаратах конструкции УХИНа или в процессе тяжелосредной сепарации по технологии 'Parnabu' фирмы ВМС (Бельгия) (Кокс и химия, 2004, ?11, с.10).