DSc, проф., Навоийский государственный горно-технологический университет, Республика Узбекистан, г. Навои
ИССЛЕДОВАНИЕ ОТВАЛЬНЫХ РУД С ИЗВЛЕЧЕНИЕМ МЕДИ И БЛАГОРОДНЫХ МЕТАЛЛОВ
АННОТАЦИЯ
В настоящее время в мировой практике истощение богатых месторождений редкоземельных и благородных металлов обуславливает вовлечение в промышленное производство все более бедное минеральное сырье и низко концентрированные природные и техногенные материалы. Переработка природных и техногенных материалов, которыми являются промышленные техногенные отходы золотоизвлекательных фабрик, отвальные хвосты и забалансовые отходы, требуют принципиально нового подхода к созданию эффективных технологий извлечения благородных и редких металлов. При этом, особое значение имеет разработка и усовершенствование технологий, а также внедрение в практику извлечения драгоценных (Au, Pt, Pd, Rh, Ag) металлов инновационных способов их извлечения из различных забалансовых руд.
ABSTRACT
At present, in world practice, the depletion of rich deposits of rare earth and precious metals causes the involvement in industrial production of increasingly poor mineral raw materials and low-concentration natural and technogenic materials. The processing of natural and technogenic materials, which are industrial technogenic waste from gold recovery plants, dump tailings and off-balance waste, requires a fundamentally new approach to creating effective technologies for extracting precious and rare metals. At the same time, the development and improvement of technologies, as well as the introduction into the practice of extracting precious (Au, Pt, Pd, Rh, Ag) metals of innovative methods for their extraction from various off-balance ores, is of particular importance.
Ключевые слова: забалансовые руды, окисленных медных руд, гравитация, центробежная концентрирование благородных металлов, кучное выщелачивание, концентрат, гидрометаллургия.
Keywords: off-balance ores, oxidized copper ores, gravity, centrifugal concentration of precious metals, heap leaching, concentrate, hydrometallurgy.
Введение. В Республике Узбекистана остро обозначался проблемы переработке забалансовых руд с извлечением меди и других ценных компонентов для увеличения объёма производства меди и разработка комплексных технологию производства драгоценных металлов по медному кластеру и производство продукции с добавленной стоимостью. Для извлечения драгоценных металлов из сбалансированных рудных месторождений желательно в качестве сырья использовались отвальные хвосты производства. Основная причина этому - высокий спрос на первичное сырье во всем мире, при его ежегодном сокращении запасов. В то же время рост стоимости редких и благородных металлов делает процессы их отделения от техногенных отходов более эффективными. Общее количество забалансовых сульфидных и окисленных отходов месторождения Кальмаккыр в условиях АО «Алмалыкский ГМК», составляет около 1 миллиарда тонн. Сегодня в условиях АО «АГМК» отсутствует комплексная технология извлечения цветных, редких и драгоценных металлов за счёт переработки забалансовых руд [1].
Методы исследования и результаты. В целях изучения химического и вещественного составов сульфидных и окисленных отвальных хвостов Кальмакырского месторождений были получены образцы для проведение химического анализа с применением масс-спектрометрического метода для определения количество благородных и редких металлов с использованием высокопроизводительного энергодисперсионного рентгеновского флуоресцентного спектрометра марки NEX CG RIGAKU [2].
Общее количество забалансовой руды месторождения Кальмаккыр на отвалах А-7 и А-8 – составляет 74,5 млн. т., в составе которой содержится золота 31,6 т, с концентрацией 0,424 г/т и 132,2 т серебра с содержанием 1,77 г/т [3]. Забалансовые окисленные руды месторождения “Кальмаккыр” сконцентрированы в отвалах № 39, 9, 10, 8а, А-4. Для изучения распределения благородных и редких металлов из отвалов забалансовых руд были отобраны мономинералы: пирит, халькопирит, молибденит и др. [4].
Было изучено 40 проб, на основании которых определено среднее количество драгоценных металлов и проведена отдельная объективная оценка для каждого металла (таблица 1).
Таблица 1.
Среднее содержание металлов в отвалах месторождения “Кальмакир”
№ |
Металл |
Количество Ме в окисленных рудах, т |
Количество Ме в сульфидных рудах, т |
Общие содержание, т |
1 |
Au (золото) |
31,1 |
31,6 |
62,7 |
2 |
Ag (серебро) |
144,5 |
132,2 |
276,7 |
3 |
Se (селен) |
74 |
86,42 |
160,42 |
4 |
Pt (платина) |
143,55 |
167,625 |
311,175 |
5 |
Pd (палладий) |
194,59 |
227,225 |
421,815 |
6 |
Re (рений) |
16,97 |
19,817 |
36,787 |
7 |
Os (осмий) |
4,568 |
5,3342 |
9,9022 |
8 |
In (индий) |
0,1276 |
0,149 |
0,2766 |
9 |
Ru (рутений) |
1,0846 |
1,2665 |
2,3511 |
В результате изучения химического состава отходов установлена возможность извлечения драгоценных металлов из их состава, используя усовершенствованные методы переработки. Кроме этого пробы А8 были изучены по вещественному составу энергодисперсионной спектроскопии ЭДС (EDS), которые приведены ниже в рисунках (рис.1.).
Рисунок 1. Общий элементарный анализ всей поверхности пробы А8
Проводили общий химический анализ проб по всей поверхности каждой пробы для определения возможных составляющих исследуемых объектов. Снимками определён размер медных частиц, составляющий 10 мкм, и он, в основном, связан сульфидами [4; С.107]. Изучаемая поверхность описывается в основном медью, в качестве примеси, минералы железа, находящиеся на пике, встречаются с серой, что в свою очередь образует минералы сульфидов железа, и заметное количество кварца на высоком пике интенсивностью 4.0*105.
Рисунок 2. Результаты анализа проб А8
В спектре 005 обозначена медная поверхность пробы, имеющая содержание меди 0,15% в изучаемой пробе, связанной с кислородом (смотрите рис.2. и таблице 2. элементный состав пробы А8) в качестве примеси встречается сульфид железа и минералы кварца, глинозёма и кальцита.
Таблица 2.
Элементный состав общей площади пробы участок А8
Элемент |
Линия |
Mасса, % |
Aтом, % |
Spc_005 |
Line |
Mass% |
Atom% |
C |
K |
9.37 ± 0.19 |
20.52 ±0.42 |
O |
K |
17.53 ± 0.18 |
28.81 ± 0.30 |
Mg |
K |
0.68 ± 0.03 |
0.73 ±0.04 |
Al |
K |
1.73 ± 0.04 |
1.69 ± 0.04 |
Si |
K |
3.69 ± 0.06 |
3.45 ±0.06 |
S |
K |
32.27 ± 0.16 |
30.57 ± 0.13 |
K |
K |
0.46 ± 0.03 |
0.31 ± 0.02 |
Ca |
K |
0.72 ± 0.03 |
0.47 ± 0.02 |
Fe |
K |
28.41 ± 0.22 |
13.38 ± 0.10 |
Cu |
K |
0.15 ± 0.04 |
0.06 ± 0.02 |
Total |
|
100.00 |
100.00 |
Spc_005 Fitting ratio 0.0149 |
Результаты анализов проб участка 10 показывает среднее содержание меди 0,15%, и размер медных минералов в среднем 100 мкм. (см. рис.3.).
Рисунок 3. Результаты анализа проб участка 10
Из рисунков 3 можно определить, что медь и в рудах встречается в окисленном виде, пик Cu равняется пику О2. Минералогический состав и результаты опытов показывают, что забалансовые руды участка А8 относятся к сульфидным, но результаты анализа флотоконцентратов показали низкую концентрацию меди и благородных металлов, что такой флотоконцентрат не соответствует требованиям МПЗ АО «АГМК». Из результатов только у серебра хороший концентрирования и извлечения в фазе концентрата [8].
Результаты и обсуждение
Исходя из средних содержаний меди и благородных металлов в пробе, проведены опыты по гравитационному обогащению руды складов А4, А7, 9 по разработанной технологической схеме, приведённой на рисунке 4.
Рисунок 4. Предлагаемая технологическая схема обогащения окисленных забалансовых руд
Для руды проб отвала А4 и 9 результаты опытов гравитационного обогащения дали хорошие показатели для всех благородных металлов в частности золота, серебра, платины и палладия, но для меди низкое.
Таблица 4.
Результаты гравитационного обогащения окисленных забалансовых руд
Наим. |
Вес, гр |
Выход, % |
Содержание, % |
Извлечение, % |
||||||||||
Au, г/т |
Ag, г/т |
Pt, г/т |
Pd, г/т |
Cu |
Ss |
Au |
Ag |
Pt |
Pd |
Cu |
Ss |
|||
|
Результаты гравитационного обогащение проб А4 |
|||||||||||||
Концентрат |
180,00 |
1,80 |
46,72 |
52,91 |
96,12 |
170,13 |
1,46 |
1,46 |
72,18 |
13,72 |
83,27 |
81,62 |
11,78 |
2,82 |
Хвосты |
9820,00 |
98,20 |
0,33 |
6,10 |
0,41 |
0,82 |
0,20 |
0,92 |
27,82 |
86,28 |
16,73 |
18,38 |
88,22 |
97,18 |
Руда |
10000,00 |
100,00 |
1,16 |
6,94 |
2,50 |
4,40 |
0,22 |
0,93 |
100,00 |
100,00 |
100,0 |
100,0 |
100,00 |
100,00 |
|
Результаты гравитационного обогащение проб А7 |
|||||||||||||
Концентрат |
192,00 |
1,92 |
6,32 |
57,73 |
19,22 |
27,14 |
17,48 |
0,58 |
27,88 |
21,20 |
31,98 |
33,24 |
25,88 |
6,27 |
Хвосты |
9808,00 |
98,08 |
0,32 |
4,20 |
1,01 |
1,20 |
0,98 |
0,17 |
72,12 |
78,80 |
68,02 |
66,76 |
74,12 |
93,73 |
Руда |
10000,00 |
100,00 |
0,44 |
5,23 |
1,46 |
1,80 |
1,30 |
0,18 |
100,00 |
100,00 |
100,0 |
100,0 |
100,00 |
100,00 |
|
Результаты гравитационного обогащение проб 9 |
|||||||||||||
Концентрат |
185,00 |
1,85 |
28,70 |
54,12 |
80,70 |
102,85 |
2,20 |
0,81 |
32,97 |
41,18 |
66,37 |
70,38 |
17,17 |
3,23 |
Хвосты |
9815,00 |
98,15 |
1,10 |
1,08 |
0,70 |
0,80 |
0,20 |
0,46 |
67,03 |
58,82 |
33,63 |
29,62 |
82,83 |
96,77 |
Руда |
10000,00 |
100,00 |
1,61 |
1,84 |
2,10 |
2,70 |
0,24 |
0,47 |
100,00 |
100,00 |
100.0 |
100.0 |
100,00 |
100,00 |
|
Knelson: вода л/мин, g=90, Измельчение -60 мин, Крупность -0,074 мм-80%. |
Образовавшиеся хвосты гравитационного обогащения окисленных руд (отвалов А4, А7 и 9) направить на кучное выщелачивание меди вместе с сульфидными забалансовымы рудами с целью извлечения из них меди.
Заключения
После гравитационного обогащения оксидных забалансовых медных руд (участков А4, А7 и 9) образуется гравитационный концентрат, богатый по благородным металлам по следующего составу: по золоту в среднем 28-46 г/т, по серебру 52-58 г/т, по платине 80-96 г/т, по палладию 100-170 г/т. Идея переработки концентратов, полученных после обогащения окисленных забалансовых руд заключается предварительный обжиг концентрата при 350-400 оС с дальнейшими сернокислотным выщелачиванием примесив, и остаточное кек подвергается двух стадийному азотнокислого селективного выщелачивание серебро и палладия, также царско-водочное растворение платины и золота с разработками оптимальных параметров селективного осаждение серебро, палладия, платины и золото с соответствующими осаждающими реагентами разработанных автором работы. В результате разработанной схеме было получено чистейших благородных металлов с массовой долей 99,9% с сквозными извлечениями с выше 90%.
Список литературы:
- Вохидов Б.Р. // Разработка технологии получения платиновых металлов из техногенных отходов // Научно-методический журнал Евразийский союз ученых (ЕСУ): Москва, 2020. Июнь №6(75). C.38-46.
- Б.Р. Вохидов // Разработка технологии получения аффинированного палладиевого порошка из отработанных электролитов // Хурсанов А.Х., Хасанов А.С. Горный вестник Узбекистана г. Навои. №1 (76) 2019г. ст. 58-61.
- Исследование повышения степени извлечения аффинированного палладиевого порошка из сбросных растворов // Вохидов Б.Р. [и др.] // Литье и Металлургия. 2020 г. №1 -C.78-86.
- Вохидов Б.Р., Хасанов А.С. // Исследование и разработка технологии извлечения металлов платиновых групп из техногенного сырья АО «АГМК» // XIV Международной конференции. Институт химии и химической технологии Сибирского отделения РАН, Красноярск, 09.2021г. С.29-32.
- Хасанов Абурашид Солиевич, Вохидов Бахриддин Рахмидинович // Инновационные подходы к техногенным отходам как сырьевой базе горно-металлургической отрасли // Х Форум ВУЗОВ Инженерно-технологического профиля союзного Государства - Минск, 2021. 6-9 Декабря №10. C.135-137.
- Voxidov B.R. // Development and improvement of technology for extraction of precious metals from technogenic raw materials // Научно-методическый журнал UNIVERSUM: Технические науки - Moskva, 2021. Dekabr №12(93). C.11-16.
- А.Р. Арипов, Ф.Э. Ахтамов, А.А. Саидахмедов, Б.Р. Вохидов // Разработка технологии обогащения вермикулитовых руд караузякского месторождения // Научно-технический и производственный ГОРНЫЙ Журнал Казахстана, Нур-султан апрелья 2022г. №, ст.33-39.
- Хасанов А. С., Вохидов Б. Р., Мамараимов Г.Ф. // Изучение возможности извлечения ванадия из техногенных отходов // Фарғона политехника институти Илмий техник журнали Фарғона 2020й. Март Том 24 №3. С.97-102.
- B.R. Vokhidov New horizons processing of technogenic waste of the copper industry // (№23 The American Journal of Applied sciences) // Volume 04 issue 05 Pages: 42-51. SJIF Impact factor (2021: 5. 634) (2022: 6. 176).