ИЗУЧЕНИЕ СОДЕРЖАНИЯ МЕТАЛЛОВ ПЛАТИНОИДНОЙ ГРУППЫ В ЛЕЖАЛЫХ ОТХОДАХ МЕДНОГО ПРОИЗВОДСТВА

АННОТАЦИЯ

Горнодобывающая промышленность - это сложный процесс, включающий деятельность, который варьируется от разведки до разработки рудников, обогащения полезных ископаемых, добычи металлов, плавки, рафинирования, рекультивации и восстановления. В процессе извлечения ценных металлов в результате этой деятельности образуется значительное количество отходов, обычно состоящих из твердых отходов в виде пустой породы, пыли, шламов и шлаков, жидких отходов в виде сточных вод и газообразные выбросы.

ABSTRACT

The mining industry is a complex process involving activities that range from exploration to mining, mineral processing, metal extraction, smelting, refining, reclamation and restoration. The extraction of valuable metals from this activity generates a significant amount of waste, usually consisting of solid waste in the form of waste rock, dust, sludge and slag, liquid waste in the form of sewage and gaseous emissions.

Ключевые слова: флотация, молибден, отход, окислительный обжиг, рудных минералов, халькопирит.

Keywords: flotation, molybdenum, waste, oxidative roasting, ore minerals, chalcopyrite.

В Узбекистане отходы горнодобывающей и металлургической промышленности представляют собой одну из самых серьезных проблем для окружающей среды. Если не управлять должным образом, антропогенное воздействие этой деятельности по добыче полезных ископаемых и металлов может привести к необратимому ущербу для окружающей среды и опасности для людей. В частности, эти виды отходов обычно вывозятся на хвостохранилища, что создает серьезные проблемы для окружающей среды и здоровья населения. Смягчение последствий таких процессов горнодобывающей, химической и металлургической промышленности требует целостного подхода к управлению отходами, который включает сокращение количества производимых отходов, вторичную переработку и поиск новых рынков и приложений в других секторах экономики. Таким образом, увеличение объемов переработки и повторного использования различных типов отходов является потенциальной панацеей от проблем окружающей среды и здоровья, создаваемых этими потоками отходов. Несмотря на экологические проблемы, связанные с этими типами отходов, горнодобывающая и металлургическая отрасли могут быть интегрированы, чтобы сформировать модель экономики замкнутого цикла, которая способствует нулевым отходам за счет повторного использования и переработки этих отходов.

При изучении минералогического и вещественного состава хвостов МОФ и МОФ 2 определены следующих данные:

В хвостохранилищах №1 (СХХ) числится 546,2 млн, тони хвостов обогащения {6}, в них меди – 610,5 тыс, тонн, с содержанием 0,112 %, золота -114,0 тонн с содержанием 0,21 г/т, серебра -577,8 тонн с содержанием 1,06 г/т. В хвостохранилищах №1 ежегодно складируется 6,7 млн,т, в хвостохранилищах №2 складируется 27,8 млн.т хвостов обогащения.

При общем объеме хвостов МОФ и МОФ 2 в количестве 1321,5 млн,т, в них содержится: Au -277,51т; Ag-1400,79 т; Se-6607,5 т; Pt-1,32 т; Pd-541,81 т; Re-50,24 т; Os-2,37 т; In-55,5 т; Li-7400,4 т; u-120,25 т; Te -9,25 т; Zr-23787 т; Mo-64753,5 т; W-5946,75 т; Rh-5153 т; Ir-11,10 т; Be-488,95 т; Ga-8986,2 т; Nb-264,3 т; U-290,73 т.

Рекомендуются применить комбинированную технологическую схему:

- флотация отвальных хвостов в колонных флотомашинах с получением коллективного сульфидного концентрата;

- окислительный обжиг коллективного сульфидного концентрата в печах КС получением серной кислоты и огарка;

- гидрометаллургическая переработка огарка с получением цветных металлов и железа,

Проведенный на отобранных пробах фазовый анализ медных минералов позволяет сделать вывод о снижении количества сульфидных соединений меди в хвостах, по мере удаления от дамбы к центру пляжа. Средний показатель сульфидности составляет 74,5 %, в том числе первичные сульфиды – 53,8 %.

Лабораторные испытания обогатимости частных проб хвостов проведены на стандартном режиме в открытом цикле при измельчении исходного материала до 55 и 70 % класса – 0,07 мм. Средние показатели извлечения металлов в черновой коллективный концентрат составляют:

- при измельчении до 55% кл – 0,074 мм: меди – 57,6%, золота – 66%, серебра -63%;

-при измельчении до 70 % кл-  0,074мм: меди – 65,1%, золота -77,8% серебра -72,8 %.

Среднее содержание металлов в черновом концентрате: меди – 1,7 % золота – 4,1 г/т; серебра – 13,5 г/т; кремнезема – 45%.

Лабораторные и полупромышленные испытания обогатимости лежалых хвостов проведены на крупнотоннажной пробе, отобранной с четырех разрезов стометровой пляжной зоны.

Проба представлена преимущественно силикатсодержащими нерудными минералами с подчиненным количеством нерудных карбонатов, ангидрита, рудных минералов. Из последних преобладает пирит, мартит, гидрооксиды железа, в несколько менышем количестве находится халькопирит. Прочие минералы резко подчинены и встречены в виде единичных зерен.

Полезные минералы фиксируются, главным образом, в виде свободных зерен и в срастании с нерудными. Размер поперечника выделений халькопирита – 0,01-0,1 мм, молибденита -0,2мм, пирита -0,005-0,9 мм. В лабораторном масштабе проведены испытания по обогатимости хвостов различными методами:

- гравитационными, с использованием отсадочной машины, винтового сепаратора, концентрационного стола;

- гидрометаллургическим, с применением прямого цианирования в среде цианистого натрия;

- флотационным.

Максимальное извлечение из хвостов полезных компонентов достигнуто при флотационном обогащении.

Разработка режима флотации лежалых хвостов проведена методом многофакторного планирования экспериментов. На основании полученных результатов установлен режим флотации, позволяющий достичь максимально возможного извлечения металлов:

- тонина помола – 68-70 % кл -0,071 мм в известковой среде при pH – 9,0-9,2.

- реагентный режим: карбамид – 40 г/т; сернистый натрий -70-75 г/т;  бутиловый ксантогенат – 15 г/т; Т-80-40 г/т.

- продолжительность флотации – 15 минут.

При реализации разработанного режима флотации по стандартной схеме получен коллективный концентрат с содержанием меди – 11,66 % молибдена – 0,125 %, золота – 20 г/т, серебра – 76-64 г/т и извлечением 71,19%, 48,33 %, 58,0% и 48,06 % соответственно.

Основное количество золота, серебра и меди сконцентрировано в крупных классах хвостов, во фракции + 0,15мм, Среднее содержание в хвостах меди -0,4 %, золота – 1,93 г/т, серебра – 1,98 г/т, диоксида кремния – 66,9%, оксида аммония -11,7 %, оксида кальция -1,75%, оксида магния – 1,85%, оксида калия – 3,84%, оксида натрия – 0,44%, железа общего – 4,65%, в том числе: железа (П) – 2,14 %, серы общей -1,5 %, сульфидность меди – 79 % {8}.

Для комплексного изалечения золота и серебра из отвальных хвостов на АГМК проводится кучное выщелачивание комплексным аммиачно – тиосульфатным реагентом. Технология производства этого реагента освоена АГМК на базе сульфит – бисульфита аммония, получаемого из выбросных газов сернокислотного производства.

Комплексный выщелачивающий растворитель содержит специфические селективный реагенты для вышелачивания золота, серебра и минералов меди: тиосульфат, сульфит и гидроксид аммония.

При тиосульфатном выщелачивании кеков биовыщелачивания получаются растворы с содержанием меди 0,05 г/л, золота – 0,6-1,0 мг/л, серебра – 0,4-3,0 мг/л, В отличие от прямого выщелачивания исходных растворов продуктивный раствор содержит очень мало меди. Из бедных по меди растворов осаждение ценных компонентов протекает не полностью, Образующийся осадок находится в растворе в виде устойчивой коллоидной взвеси, не коагулирующей при добавлении полиакриламида.

Для достижения требуемой полноты осаждения золота и получения компактного осадка обработан на продуктивнқх растворах способ осаждения с предварительнқм добавлением сульфата меди. Испытания показали, что наиболее приемлемой является добавка меди до концентрации 0,5 г/л. При этом достигается быстрое осветление раствора после осаждения сернистым натрием, получается сравнительно плотный осадок. Остаточное содержание золота в растворе составляет 0,1-0,2 мг/л. Более высокий расход сульфата меди не рационален, при меньшем (0,2 г/л) наблюдается неполная коагуляция взвеси.

При изучении химического и вещественного состава шлаков ПЖВ определены следующие данные: Au-0,07968 т; Ag-0,43463 т; Se-72,438 т; Pt-0,06882 т; Pd-2,31802 т; Re-0,01304 т; Os-0,00072 т; In-1,37632 т; Li-21,7314 т; Ru-0,94169 т; Te-17,3851 т; Zr-941,694 т; Mo-869,256 т;W-10,8657 т; Rh-1,01413 т; Ir-0,21007 т; Be-1,44876 т; Ga-16,6607 т; Nb-8,69256 т; U-17,3851 т.

Корреляционный анализ связи меди с другими элементами показал, что медь связана только с сульфидной и сульфатной серой, что подтверждается минералогическими методами исследований, Основная форма нахожления меди сульфидная (халькопирит, халькозин, борнит и др) и сульфатная (брошантит) [8].

Молибден- второй по значимости металл отвальных шлаков. Его содержание колеблется от 0,011 до 0,14 % и более, в среднем составляет 0,06 %. Распределение молибдена по всему шлаковому полю неравномерное, Выделяются три участки с высокими концентрациями молибдена (до 0,101%).

В результате изучения геохимических связей с другими элементами установлена его тесная связь с породообразующими элементами – магнием и алюминием, меньше с кремнеземом, калием, титаном и полное отсутствие связей с халькофильными элементами – серой, медью, сурьмой, оловом, железом, цинком, свинцом. Больше половины молибдена в отвальных шлаках связано со шпинелями и фаялитом (80%), которые являются минералами – носителями и концентраторами. Предполагается, что молибден в этих минералах замещает AI³⁺ и, возможно, Si. Первый вариант с точки зрения размеров ионных радиусов более благоприятен и, очевидно, является преобладающим, Опыты по дифференциальному извлечению молибдена показывают, что его значительная часть в породообразующих минералах – шпинели, фаялите и стекле, возможно, присутствует в виде нановключений сульфидов или в виде молибдатов. Намечается корреляция увеличения молибдена с железом, медью, кремнеземом.

Золото- широко распространенный элемент отвальных шлаков, Его содержание колеблется от 0,41 до 9,34 г/т, в среднем составляет 1,67 г/т. Наблюдается четкая корреляционная геохимическая связь с медью и золотом. Наивысшие концентрации золота тяготеют к центральным частям шлако- отвального поля.

Серебро находится в тесной ассоциации с золотом. Его содержание колеблется от 1,32 до 16,29 г/т, в среднем – 7,28 г/т. Установлена четкая корреляция золота с серебром – чем выше содержание золота в шлаках, тем выше серебра, Отношение серебра к золоту составляет 4:3.

Платиноиды представлены в отвальных шлаках Pt, Pd, Ru, Rh, Ir при отсутствии осмия. Среднее содержание элементов составляет, г/т: платины – 0,13; палладия -0,24; рутения- 0,015; родия -0,07; иридия -0,0006.

Кроме вышеперечисленных компонентов в отвальных шлаках концентрируются в значимых количествах цинк (0,52%), свинец (0,41%) и в сумме эти элементы составляют 1,3%. Выявлено присутствие рения (0,038 г/т), индия (4,9 г/т), суммы редкоземельных элементов (107 г/т), кобальта (0,07 %), никеля (0,105%).

Особо следует подчеркнуть, что в шлаках не только остается значительная часть профилирующих компонентов, но и происходит избирательное обогащение многими ценными попутными (Mo, Pb, Zn, As, Co, Sb, Ni) благородными (золото, серебро, платиноиды) и редкими (Se, Te, In, Re, Cd  и др) элементами.

В результате микроскопических, электронно микроскопических, микрозондовых и других видов исследований в шлаках для кремния, кальция, магния, железа, алюминия, натрия, калия, меди, серебра, золота, платиноидов, кобальта, никеля, рения, молибдена, селена, теллура и других элементов были установлены следующие классы минералов, силикаты – шпинель  (MgAI₂O₄), которая образует твердые растворы с железом FeAI₂O₄, ZnAI₂O₄, FeCrO₄ (феррохромит), магнетит (Fe₃O₄), магнезиоферрит (MgFe₂O₄),  стекло, кварц (SiO₂); фаялит (2FeO,SiO₂) изоструктурен с форстеритом; оксиды металлов – куприт гематит и ему подобные минералы; сульфиды металлов – пирротин (FeS), троилит, халькозин (Cu₂S), сфалерит, галенит, борнит и халькопиритоподобные минералы (Cu_IexFe_IexS_2tx). Микрозондовыми исследованиями установлено, что все перечисленные металлы в основном связаны с серой.

Элементы – примеси и эпитаксические минеральные включения в рудных минералах присутствуют в виде изоморфной и неизоморфной примеси, в изоструктурной и гетероструктурной форме (табл. 1).

Таблица 1.

Форма нахождения элементов в отвальных шлаках (по С.Т. Бадалову)

Серебро представлено двумя формами: изоморфной и самородной. Самородное серебро содержит примеси меди меди до 0,19% и цинка до 0,16%. Кроме самородной формы, серебро изоморфно входит в следующие оксидные и сульфидные минералы: в оксидах железа-0,06%; халькозино подобных минералах от 0,04 до 0,16%, халькопирито подобных (борните, кубаните, джирите и др) содержание серебра состаляет 0,27%, в сульфиде свинца 0,22 %, Кроме этого, серебро входит в состав пирита, пирротина (0,38 %) в незначительном количестве рассеяно в стекле (0,03%). Концентратором серебра являются самородное серебро и сульфиды.

Кобальт и никель, кроме собственных минералов (оксиды и арсениды кобальта) встречаются в самородной меди (0,16 и 1,07 %), оксидах меди (0,2 и 0,80 %), сульфидах железа (пирит и пирротин) от 0,12 до 2,12 %, в среднем до 1,23 % сульфидах меди (0,14-1,04%). Часть кобальта и никеля растворена в силикатной матрице. Концентраторами кобальта и никеля являются собственные минералы кобальта и сульфидные минералы.

Олово в основном сконцентрировано в сульфидах меди (66%). Сульфиде цинка (0,36%) и незначительное количество установлено в самородной меди.

Селен и теллур изоморфно входят в кристаллическую решетку: в сульфиде свинца (0,46%), в сульфидах меди (селена – 0,07%, теллура – 0,04%), в самородной меди (селена -0,27%, теллура 0,11 %), в сульфидах железа (пирите и пирротине) содержание селена составляет 0,05%, теллура 0,23%. Незначительное количество теллура и селена рассеяно в фаялите (0,23-0,15). Висмут встречается в основном в сульфидах меди (от 0,79 до 1,38%). Индий концентрируется в галените (0,22%), сульфиде цинка (0,26%), сульфидах меди (от 0,03 до 0,25%), в самородной меди (0,14%). Рений установлен только в галените (0,3%).

Следует отметить, что основная масса благородных и редких элементов (олово, селен, теллур, висмут, индий) изоморфно входит в кристаллическую решетку сульфидных минералов. В результате обогащения шлаков часть этих элементов вместе с сульфидами и оксидами извлекается в медный концентрат, а также теряется в хвостах обогащения.

Часть серебра и золота присутствует в самородной меди (до 0,3-0,5%), образуя интерметаллические соединения Ag-Ag-Cu. Меньше серебра присутствует в фаялите и оксидах железа (0,07%).

Редкие халькофильные металлы (Cd, In, Se, Te) в наиболее значительных концентрациях образуют широкий спектр содержаний в различных минеральных ассоциациях шлаков. Наиболее высокие концентрации образует селен. Его содержание колеблется в значительных пределах (от 0,03 до 2,44%).

Следует отметить, что рудообразующие и попутные элементы (Cu, S, Fe, Ni, Co) образуют свои собственные минеральные соединения и представляют матрицы для благородных, редких и попутных элементов. Основная масса редких элементов изоморфио входит в кристаллическую решетку, замещая серу сульфидных минералов.

Пирометаллургические способы обеднения шлаков широко применяются в медном производстве. При шахтной и отражательной плавке конвертерные шлаки направлялись в головной плавильный агрегат в твердом или жидком виде. Шлаки отражательной и шахтной плавки считались отвальными. Самым простым способом обеднения мало – медистых шлаков является их естественное отстаивание. Но отстойники характеризуются небольшими размерами и времени для укрупнения и осаждения в них мелкодисперсной взвеси меди обычно недостаточно. Все способы переработки шлаков медеплавильного производства отличаются значительно технологической сложностью и значительными капитальными и эксплуатационными затратами. Флотационные способы – позволяют перерабатывать только твердые шлаки, а пирометаллургические – твердые и жидкие шлаки.

Флотационные методы переработки конверторных шлаков обеспечивает достаточно высокое извлечение из них меди и благородных металлов, Алмалыкский горно – металлургический комбинат (АГМК) использует флотационную технологию переработки шлаков.

Пирометаллургические способы переработки шлаков медеплавильного производства основаны на глубоком восстановлении окислов железа, получении отдельной железной фазы (чугун, полу сталь). В зависимости от степени восстановления оксидов железа может быть получен металлизированный железный штейн или отдельная железистая фаза, в которой концентрирует медь. После извлечения из шлаков возможных металлов, остаются обедненные шлаки, которые возможно использовать в других производствах. Обедненные шлаки медеплавильного производства можно использовать для производства: цемента, щебня, бетона, шлаковой пемзы, шлаковой ваты, литых шлаковых изделий.

Список литературы:

1. Магмедов Д,Р, Абубакриев А,Т, Разработка комплексной технологии извлечения золота из хвостов смешанного состава майкаинской обогательной фабрики, Международной научно – практической конференции «Эффективные технологии производства цветных, редких и благородных металлов» Алмата 2018 с, 206-211,
2. Абубакриев А.Т., Койжанова А.К., Арыстанова Г,А, Абдылдаев Н.Н., Магомедов Д.Р., Переработка первичных золотосодержащих рудных концентратов, Комплексное использование минерального сырья,-2017 №4 с18-26,
3. Хурсанов А.Х., Хасанов А.С., Перспективы развития производства редких металлов в АО «Алмалыкский ГМК» Международной научно –практической конференции «Современные проблемы и инновационные технологииршения вопросов переработки техногенных месторождений Алмалыкского ГМК», 2019-с,94-96,
4. Khasanov A.S., Sirojov T.T. // Еxtraction of iron from copper smelter waste // Замонавий фан, таълим ва тарбиянинг долзарб муаммолари. Октябрь, 2022. ISSN 2181-9750. 60-66pp.
5. Вохидов Б.Р. Разработка химическая технология извлечения благородных металлов из шлаков плавки аффинажных цехов // Universum: технические науки: электронный научный журнал., 2022. 5(98). C.19-25.
6. Вохидов Б.Р., Азимов О.А., Бабаев М.Ш. Разработка технологии переработки техногенных отходов с гравитационным обогащением // Universum: технические науки: электронный научный журнал., 2022. 5(98). C.12-19.