CC BY
59
© К. С. Санакулов, В.Р. Рахимов, А.Х. Туресебеков, 2005
УДК 549:622.7
К. С. Санакулов, В.Р. Рахимов, А.Х. Туресебеков
ГЕОЛОГО-ТЕХНОЛОГИЧЕСКАЯ ОЦЕНКА ПЕРСПЕКТИВ УТИЛИЗАЦИИ ОТХОДОВ ГОРНО-МЕТАЛЛУРГИЧЕСКИХ ПРОИЗВОДСТВ УЗБЕКИСТАНА
ТУ Алмалыкском рудном районе, где
-Я-М развито горно-металлургическое производство, за более чем сорокалетний период накопилось огромное количество неиспользованных отходов, переработка которых по известным в свое время технологическим схемам была экономически невыгодной или невостребованной.
Эти отходы, сконцентрированные в виде отвалов окисленных балансовых и забалансовых руд, хвостохранилищ и шлакоотвалов, составляют ныне важный источник минеральных ресурсов и классифицируются как техногенные месторождения.
Техногенные месторождения полезных ископаемых при всей очевидности их ценности, требуют специальной оценки, как запасов, так и технологии утилизации руд, а проблематика рассмотрена ниже на примере двух вторичных месторождений, сформировавшихся почти за полвека Алмалыкским горнометаллургическим комбинатом (АГМК).
Первый пример относится к хвостохрани-лищам медный обогатительный фабрики.
Суммарно в двух хвостохранилищах медной обогатительной фабрики, содержащих не-доизвлеченные рудные минералы, заскладиро-вано порядка 600 млн т отвальных хвостов с содержанием меди 0,12 %. Площадь, занимаемая хвостами - 1783 га. Данные запасы вторичного минерального сырья сравнимы с запасами крупных промышленных месторождений, которые могут обеспечить существование крупного перерабатывающего предприятия на длительный период времени. Близость развитой инфраструктуры Алма-лыкского ГМК по добыче и переработке руд позволяет провести их оценку с целью их переработки и получения дополнительного количества меди, золота, серебра.
Характерной особенностью данного вида сырья является его легкодоступность, все руды находятся на поверхности и залегают компактно и не требуют значительных затрат на добычу и переработку.
Предварительная оценка запасов этого месторождения с применением новых методов и подходов к решению вопросов утилизации выше перечисленных отходов показывает следующее [1, 2].
В настоящее время впервые разработана методика оценки и разведки руд, заскладиро-ванных в резервуарах хвостохранилищ медной обогатительной фабрики АГМК.
Как известно, основные потери полезных компонентов при обогащении связаны с крупной фракцией отвальных хвостов (+0,074 мм), где рудные минералы находятся как в свободном состоянии, так и в сростках между собой и нерудными минералами. В связи е этим основной задачей оценки отвальных хвостов для повторной их отработки является выяснение закономерностей локализации крупнозернистой (Песковой фракции) отвальных хвостов, определение их качественной и количественной характеристики и характера залегания в объеме хвостохранилища.
Для выявления закономерностей локализации Песковой фракции отвальных хвостов и их качественной характеристики на объекте было пробурено 69 скважин (глубиной 20-35 м) по 20 разрезам меридионального и широтного простирания, с расстоянием по линиям разрезов 80-100 м. В створах профилей проведено опробование поверхности пляжа хвостохранилища на расстоянии до 120 м от дамбы (рис. 1, 2.)
Скважины были опробованы пятиметровыми интервалами. Всего отобрано 357 керновых проб. Все отобранные пробы были подвергнуты грану-
Рис. 3. Оценка запасов лометрическому анализу на три класса: <+0,20 мм; -0,20 +0,074 мм; >0,074 мм. В каждом полученном фракционированием классе производились определение содержаний золота, серебра, меди.
Гранулометрический анализ показал, что основной объем Песковой фракции локализуется в полосе шириной от 60 до 80 м. от дамбы, но рудная минерализация концентрируется неравномерно, и характер ее распределения зависит от нескольких факторов, в том числе от длины пульпопровода до места разгрузки и кинетической энергии потока пульпы. Чем меньше длина пульпопровода до места разгрузки, тем выше концентрация рудных минералов в Песковой фракции и чем больше скорость потока пульпы, тем на большее расстояние пере-
носятся частицы и крупные зерна рудных минералов. Полученные результаты химических анализов на медь, молибден, золото, серебро и платиноиды подтвердили предположение о концентрации медного и золотого оруденения в выделяемой полосе Песковой фракции.
Ширина продуктивного горизонта периферической части пляжа хвостохранилища на разных участках в опробованной полосе
шириной 120 м., колеблется от 40 до 120 м. ив среднем составляет 80 м.
Как по поверхности, так и на глубину четко отмечается прямая корреляционная зависимость содержания меди, золота, серебра и платиноидов от содержания фракции +0,2 мм и обратная - от содержания фракции -0,074 мм.
В массиве хвостохранилища визуально наблюдается различная степень окисления вторичных руд. Результаты фазового анализа показывают, что степень окисления руд по меди на поверхности и по глубине составляет около 26 % (по принятой классификации соответствует смешанному типу руд). При этом на поверхности дамбы эта величина достигает 45 %, а по скважинам в интервале до 10 м - 31 %. Анализ материала технологических проб по трем рудным участкам, показал содер-окисленной меди по пробам от 25 до 30
Таким образом, в результате воздействия в основном механических факторов образуются отдельные "рудные тела", заключающие в себе основной объем недоизвлеченных рудных минералов.
Оруденение в теле Песковой фракции равномерное, с постепенным затуханием по глубине и к центру пляжа, четких границ рудные тела не имеют, контуры рудных тел проводятся по бортовому содержанию основного рудного компонента - меди. Запасы вторичных руд и полезных компонентов в выделенных рудных телах с равномерным распределением оруденения, охарактеризованные от 18 до 28 полными пересече-
Таблица 1
Бортовое содержа- Запасы руды Медь % Молибден % Сера Золото Серебро
ние меди т. т. т. т. т. т. % т.т. г/т кг. г/т т.
0,2 % 25078,5 0,22 0,0039 1,33 0,3 1,3
55,17 0,98 333,54 7523,6 32,6
0,15 % 83484,9 0,19 0,0034 1,46 0,3 1,3
158,48 2,88 1219,22 25054,4 109,6
0,10 % 164377,3 0,17 0,0032 1,45 0,3 1,3
282,65 5,26 2380,06 49313,2 217,9
ниями, могут считаться предварительно оцененными.
Подсчет запасов вторичных руд крупнозернистой Песковой фракции дал при разных вариантах бортового содержания основного компонента (меди) показал результаты приведенные на (рис. 3, табл. 1).
Анализ распределения рудных компонентов показывает, что медь и золото в основном концентрируются в крупной фракции (+0,2 мм). В средней фракции (-0,2 +0,074 мм) их содержание довольно стабильно. В мелкой фракции (-0,074 мм) оно низкое и только при содержании мелкой фракции свыше 25-30 % содержание меди возрастает.
Молибден распределяется в различных фракциях довольно равномерно, по-видимому, за счет преобладания тонких вкраплений при весьма низком его содержании в рудах. Представлен на 6-8 отн. % окисленными соединениями, остальная его часть - это молибденит, частично диспергированных в виде тонких чешуек в нерудных минералах, меньшая часть - в виде пластинок, свободных от сростков.
Золото и серебро распределено довольно равномерно. Их содержание в отвальных хвостах достигает 0.2-0.8 г/т и 0.8-1.3 г/т соответственно. Золото в основном ассоциировано с сульфидами (в виде субмикроскопических включений и изоморфной примеси) или находиться в виде свободных зерен самородного золота, частично покрытых окислами и гидроокислами железа. Небольшая часть его заключена в виде микровростков в нерудных минералах, в окислах и гидроокислах железа, а также, входит в состав теллуридов. Серебро представлено тонко диспергированными в кварце и карбонатах собственными минералами (самородным серебром, акантитом, пруститом, пет-цитом, сильванитом) и изоморфной примесью в сульфидах.
Своеобразно ведет себя сера, носителем которой, преимущественно, является пирит. Независимо от места отбора проб, содержание серы по всему хвостохранилищу довольно равномерное и составляет в среднем 1.45 % при
колебаниях от 1.38 % до 1.55 %. Однако отмечается резкое различие между содержанием серы в крупной (+0.2 мм) и мелкой (0.074 мм) фракциях. Ее содержание в мелкой фракции больше от 8.2 до 10.5 раз и более.
Отмечено, что основной составляющей рудной части мелкой (-0.074 мм) фракции периферической части хвостохранилища является переизмельченный пирит, содержание которого в 2-4 раза выше, чем в крупной фракции, что существенно влияет на качественную характеристику получаемых при флотации концентратов. Для повешения качества концентратов, при переработке вторичных руд хвостохранилища при добыче необходимо производить контроль, не только за содержанием меди и других полезных компонентов, но также и за гранулометрическим составом руд. Из-за интенсивного разубоживания получаемого концентрата, отработка руд должна производиться при содержании мелкой фракции не более 30 %.
Нерудная часть крупнозернистой Песковой фракции представлена минералами рудовмещающих пород месторождений, жил, даек и метосоматитов, в том числе кварц, слюды, карбонаты, слюдоподобные и глинистые минералы, хлорит, серицит, каолинит и полевые шпаты.
В гораздо меньших количествах присутствуют амфиболы, ангидрит, эпидот и рудные минералы, представленные магнетитом, марти-том, пиритом, халькопиритом и гидроокислами железа. В резкоподчиненном количестве отмечены: ковеллин, халькозин, борнит, малахит, хризоколла, сфалерит, галенит, молибденит, самородное золото, акантит, пираргерит. Редкое встречаются гипс, флюорит, шеелит, берилл, цеолит, петцит, калаверит, и др. минералы.
Для определения возможности и целесообразности, использование руд Песковой фракции для доизвлечения полезных компонентов проведены предварительные лабораторные испытания 3 проб из законсер-вированного хвостохранилища №1.
В процессе проведения технологических испытаний получены следующие результаты:
- изучен фазовый, химический и гранулометрический составы вторичных руд. Установлено, что по существующей классификации все руды относятся к типу смешанных (сульфид-ность составляет 69-75 %);
- проведены исследование по обогатимости вторичных руд. Определен оптимальный режим обогащения.
Полученные при обогащении концентраты по минеральному составу однообразны и состоят преимущественно из пирита (69-75 %), халькопирита (15-17 %), самородного золота и нерудных минералов.
Пирит преобладает в виде свободных, (около 98 %) относительно крупных (0.01-0.2 мм) зерен. Остальная часть пирита (около 2 %) находиться в сростках с окислами железа, халькопиритом и нерудными минералами.
Халькопирит преимущественно (74-91 %) присутствует в виде свободных мелких зерен, а также в сростках с нерудными минералами (622 %), с пиритом (1-4 %) и другими рудными минералами (сфалеритом, борнитом, халькозином, ковеллином, магнетитом, блеклой рудой, пирротином).
Золото в концентрате отмечается в виде микроскопических (0,001-0,030 мм) свободных зерен самородного золота, в пленках окислов железа, в виде вростков в пирите и халькопирите, а также в составе теллурида золота и серебра - петците.
Серебро отмечено в виде акантита и сложных сульфосолей в тонком взаимопрорастании с нерудными минералами, в составе теллури-дов, редко в виде микровыделений самородного серебра.
Нерудные минералы представлены в основном кварцем и серицитизированными полевыми шпатами, в пылеватой мелочи отмечаются кварц, карбонаты, слюды и галлуазиты.
В ходе технологических испытаний установлено, что получение кондиционных: концентратов из вторичных руд методом перечи-стных операций затруднено из-за высокого содержания пирита (до 75 %) и связанных с ним примесей меди, золота и серебра. Неэффективно также флотационное обогащение без доиз-мельчения. Оптимальная тонина помола должна составлять 76 % класса -0,074 мм.
Все технологические исследования проведены практически по стандартным схемам, используемым в производстве. Не исключено,
что применение других технологических схем и способов переработки руд техногенных месторождений может дать лучшие результаты, однако предварительные экономические расчеты показали, что при переработке отвальных хвостов в количестве 5,5 млн т в год может быть получено: 6600 т катодной меди, до 1000 кг аффинированного золота, 2300 кг серебра.
Второй пример связан с отвалами медных клинкеров.
К настоящему времени только медных клинкеров АГМК накопила в отвалах около 680 тыс. т, и ежегодно они восполняются до 80 тыс. т.
Для решения проблемы утилизации медных клинкеров потребовалось разработать методику геолого-технологического картографирования, изучить вещественный состав, распределение металлов по всему объему отходов клинкера, выявить формы нахождения металлов для подсчета запасов и провести (лабораторные) технологические испытания по их извлечению [3].
Геолого-технологическое картографирование изучение техногенного месторождения АГМК проводилось по профилям вкрест простирания отвалов по всей его площади. В общей сложности было пройдено 80 профилей через каждые 50 м с отбором проб через каждые 20 м. Вес проб составил 20 кг. Общее количество составило 28, которые были раздроблены и истерты до -0,07 мм для изучения вещественного состава. Из 28 проб была составлена средняя проба весом 100 кг для технологических испытаний.
Для изучения вещественного состава и форм нахождения цветных, благородных и редких металлов, а также технологических свойств был использован целый комплекс минералогических и аналитических исследований: гранулометрический, оптический, термический, рентгенофазовый, пробирный, рентгенофлюоресцентный, микрорентгеноспектральный, электронномикроскопический анализы.
Руда (медные клинкеры) по минералогическому составу и технологическим свойствам большей частью является золото-серебро-сульфидно-оксидного типа с высоким содержанием благородных металлов (золота, серебро и платиноидов). По текстурно-структурным особенностям относится к гнездово-вкрапленному типу.
В результате минералогических исследований) в клинкерах цинкового производства ус-
тановлено, что основными минералами являются: в группе окислов - магнетит, гематит, гетит, ярозит и сидерит в сумме составляют 5055 %; сульфиды: барнит, халькозин, кубанит (минералы меди), пирит, самородная медь, арсенопирит, галенит, сфалерит в сумме составляют 10-15 %; оксиды, сульфаты, карбонаты кальция, свинца, меди, цинка: куприт, цинкит, малахит, азурит, англизит, биверит и другие в сумме составляют 20-25 % (табл. 2, рис. 1).
В результате лабораторных минералогических и геохимических анализов в клинкерах цинкового производства установлены промышленные концентрации золота от 2.5 до 4 г/т, в среднем составляет 3.5 г/т; серебра от 381 до 1030 г/т, в среднем составляет 543 г/т; палладия от 0,58 до 3,02 г/т, в среднем составляет 1.14 г/т; платина от 0,11 до 1,23 г/т, в среднем составляет 0,45 г/т (табл. 2).
Кроме перечисленных выше благородных металлов в техногенных рудах присутствуют и другие ценные компоненты: содержание железа колеблется от 22,4 до 63,7 %; серы от 6,36 до 20,2 %; меди от 0,62 до 4,10 % в среднем составляет 1,9 %; цинка от 0,83 до 3.56 % в среднем до 2.2 %; свинца от 0,41 до 2,18 %; висмута в среднем 46 г/т; олово от 96 до 285 г/т, в среднем172 г/т; теллур от 70 до 86 г/т; селен в среднем 80 г/т; германий от 22 до 54 г/т; молибден от 37 до 401 г/т в среднем 150 г/т; сурьма от 0,038 до 0,217 %; ртуть от 63 до 188 г/т (табл. 2).
Распределение этих элементов по всему объему лежалых отходов в основном неравномерное, что позволило провести подсчет их запасов лишь методом качественной геометризации. Приведенные данные показывают, что лежалые медные клинкеры цинкового произ-
водства являются, по сути, ценным сырьевым источником черных, цветных, благородных, редких и других металлов (табл. 3).
Для выяснения форм нахождения черных, цветных, благородных и редких металлов в ле-
Рис. 4. Растровые картины распределения элементов в марганцовистом доломите, самородном серебре, борните в ассоциации с пирротином; сфалерите, алюмосиликате кальция и кварца. Проба №1
жалых отходах (медные клинкеры) приведены: корреляционный анализ геохимических связей элементов по всему объему техногенного месторождения и инструментальные исследования на высокоразрешающем приборе нового поколения (электронно-микрорентгено-
спектральный анализ, Оео1, Япония).
В результате этих исследований установлена положительная корреляционная геохимическая связь серебра с ртутью (0,757), свинцом (0,741), селеном (0,854), сурьмой (0,746), ванадием (0,614), молибденом (0,512); слабая связь установлена с серой, висмутом; отрицательная связь с золотом. У золота тесная геохимическая связь с теллуром, хлором. У меди положительная связь с цинком (0,549), кобальтом (0,587), у свинца с серебром (0,741), селеном (0,704), хлором, молибденом, у цинка с медью (0,549), кобальтом (0,603).
Из выше изложенного следует, что в процессе окисления и возгорания лежалых медных клинкеров за счет атмосферных осадков произошли значительные изменения в химическом составе последних, включая образование новых минеральных соединений. Отрицательная связь железа и серы указывает на то, что присутствовавшие ранее сульфидные минералы железа: пирит, и пирротин, подверглись окислению с образованием магнетита, гетита, лимонита, сидерита и других. Корреляционные связи золота, серебра, молибдена, меди с хлором указывает на перераспределение этих металлов в хлоридных растворах.
Полученные результаты анализов позволили в ходе инструментальных исследований выявить следующие минеральные формы благородных металлов (табл. 3, рис. 4): для серебра -самородное серебро, амальгама серебра, хло-раргирит, хлораргирит-бромаргирит, йодарги-рит, аргентит, гессит, серебросодержащие
блеклые руды, акантит, науманит, полибазит и другие; для золота - самородное золото, амальгама золота.
По материалам геолого-технологичес-кого картографирования и аналитическим данным был произведен подсчет запасов серебра, золота, цинка и других элементов (табл. 3).
Проведенные оценки показывают (табл. 4), что в отходах цинкового производства заключены значительные запасы железа, серебра, золота, меди, цинка и других компонентов.
Изучение вещественного состава руд техногенного минерального сырья (медные клинкеры), выяснения форм фиксации цветных, благородных и редких металлов, характера минерального сырья, размера минеральных индивидов и агрегатов, подсчет запасов имеет определяющее значение в создании оптимальных технологий переработки техногенного сырья, обеспечивающих, в свою очередь высокую комплексность, вплоть до безотходного его использования.
Проведены лабораторные и укрупненные стендовые испытания гравитационнофлотационной схемы обогащения медного клинкера (рис. 5).
Лабораторные испытания проводились на мелкой фракции (-16 мм) отвального медного клинкера. Исследуемая фракция была представлена обломочным материалом неправильной, округлой формы, характеризующейся разнообразным сочетанием минералов и ассоциа-
циеи.
В результате гравитационного анализа, реализованного на расситованном материале (16+10 мм, -10+5 мм, -5+3 мм, -3+1,25 мм) в среде бромоформа при изменении плотности от 2,88 до 1,86 г/см3 установлено, что суммарное извлечение металлов в тяжелую фракцию составляет: меди - 70%, золота - 77 %, серебра
- 80 % при степени концентрации 1,34; 1,16; 1,23 соответственно. В легкую фракцию переходит до 77 % углерода (коксик). Выявлено, эффективность разделения зависит от степени раскрытости минералов: с уменьшением крупности материала эффективность разделения возрастает.
Приведенные суммарные показатели гравитационного разделения клинкера (-16+1,25) по плотности 1,85 г/см3, являющиеся фактически теоретически возможным при обогащении данного материала гравитационным методом.
Резерв повышения извлечения металлов из клинкера возможен за счет вовлечения в переработку мелкого класса (1,25 мм).
Гравитационное обогащение проводилось на различных аппаратах: в колесном сепараторе, где в качестве тяжелой суспензии использовался ферросилицит; в отсадочной машине; винтовом сепараторе; на концентрационном
Рис. 5. Схема лабораторных технологических испытании клинкеров цинкового производства АГМК столе. Полученный гравиаконцентрат подвер-
Таблица 4
Подсчет запасов металлов в медных клинкерах цинкового производства ________________________
Руда, металлы Содержа- ние Запасы, т При 70% извлечения, т
Руда 100% 680000
Медь 1.9% 12920 9044
Цинк 2.21% 15028 10520
Серебро 526,0 г/т 357,7 250,4
Золото 3,5 г/т 2,4 1,7
гался флотационной переработке по схеме и режиму, разработанным в лабораторных условиях. Была применена комбинированная схема по переработке клинкера, которая включала: раздельную-тяжелосреднюю сепарацию классов -16+5 мм и -5+2,5 мм; обогащение на отсадочной машине класса +2,5 мм; до измельчения до 75-80 % класса-0.071 мм (рис. 5).
Данная технология испытана на стендовой установке НИИ «Узцветмет» на пробах клинкера по 20 кг каждая. В результате реализации
1. Рахимов В. Р., Туресебеков А. X., Кутумова Г.
Перспективы утилизации отходов горно-
металлургических производства АГМК. Горный вестник Узбекистана. 2004 г, № 1.
2. Уздебаееа Л.К., Туресебеков А.Х. и др. Распределение меди, свинца, цинка, благородных и редких металлов в клинкерах цинкового производства и возможность их извлечения. Тез.докл. научно-технической конференции «Актуальные проблемы освоения место-
разработанной технологии получен сульфидный концентрат с содержанием меди - 9 %, золота - 11,3 г/т, серебра - 948 г/т и извлечением 74,9; 67,1; 69,7 %.
Таким образом, переработка мелкой фракции отходов медного клинкера цинкового производства, может быть реализована по простой схеме, включающей гравитационное обогащение на отсадочной машине с целью обезуглероживания и флотационное обогащение концентрата отсадки.
В заключение необходимо отметить, что вторичные руды техногенных месторождений, образованные в районах интенсивного горного и металлургического производства могут и должны использоваться как источник получения дополнительного количества металлов, хранение которых в невостребованном состоянии крайне нерационально.
---------------- СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ
рождений полезных ископаемых» Ташкент 2001, с. 308310.
3. Федотов КВ., Винокуров М.Ю. Работа по изучению свойств клинкера для разработки технологической переработки. Развитие идей И.Н. Плаксина в области обогащения полезных ископаемых в гидрометаллургии. Тез. докл. - М., 2000, с. 254.
4. Каширский С.А, Туресебеков А.Х. Сырьевая база АГМК. Горный журнал - М, 1999 № 4, с. 9-12.
— Коротко об авторах ------------------------------------------------------------------------
Рахимов Вахаб Рахимович — академик АН Республики Узбекистан, зав. кафедрой «Маркшейдерское дело», ТашГТУ.
Санакулов К.С., Туресебеков А.Х. — ТашГТУ.
Таблица 2
Химический состав технологических проб (кеки цинкового производства) АГМК (Анализы выполнены в Государственной Пробирной палате - ЦЛ)
№№ п/п Si02 % АЬ0з % MnO % MgO % CaO % К2О % тю2 % Р2О5 % Ре2°з % S % С1 % Со % № % СиО %
1 21,0 5,45 2,56 2,03 5,52 0,731 0,308 0,121 48,3 7,51 0,0056 0,0155 0,0148 1,78
2 19,2 4,56 1,65 1,79 5,96 0,788 0,277 0,135 48,9 9,85 0 0,0113 0,0154 1,58
3 18,1 5,60 1,47 1,62 5,96 0,821 0,288 0,203 47,7 9,06 0 0,0115 0, 0178 3,21
4 14,5 4,09 1,98 1,28 4,02 0,552 0,214 0,127 51,8 9,97 0,0039 0,0129 0,0169 4, 10
5 15,9 4,18 1,62 1,15 4,25 0,724 0,240 0,147 51,6 10,4 0,0056 0,0161 0,0181 3,83
6 13,6 3,75 1,80 1,11 4,54 0,582 0,209 0,122 52,2 12,3 0 0,0146 0,0173 2,89
7 19,1 4,02 1,08 1,15 6,58 0,670 0,274 0,136 53,4 9,24 0 0,0059 0,0143 0,705
8 36,9 2,02 0,625 0,683 9,34 0,629 0,311 0,0694 22,4 20,2 0 0 0,0081 0, 623
9 20,1 4,26 1,25 1,24 3,47 0,972 0,298 0,170 54,5 6,39 0,0055 0,0099 0,0170 1,02
10 18,4 5.21 1,61 1,69 6,09 0,713 0,265 0,178 47.5 9.50 0 0 0,0163 2,77
11 14,4 3.38 1,12 1,14 2,35 0,927 0,205 0,0659 59,9 9,22 0,0124 0,0102 0,0112 1,43
12 19,3 3,29 1,07 1,22 5,45 0,703 0,286 0,127 52,6 9,07 0,0044 0,0088 0, 0158 0,799
13 12,2 2,90 1,09 0 2,06 0,947 0,212 0,100 63,7 9,52 0,0310 0,0099 0,0083 1,03
14 21,4 3,40 0,933 0 3,28 1,31 0,311 0,0616 45,6 15,5 0 0 0,0107 0,874
15 16,9 5,14 1,94 1,81 5,95 0,741 0,255 0,249 48,3 8,67 0 0,0132 0,0152 2, 99
16 17,0 4,26 1,19 1,02 3,33 0,701 0,252 0,116 57,9 7,02 0 0,0117 0,0218 1,88
17 18,3 4,50 1,17 1,48 6,17 0,627 0,258 0,144 51,9 7,67 0 0,0126 0,0346 1,42
18 17,4 3,82 1,03 0,969 2,36 0,736 0,254 0,115 59,2 6,48 0,0124 0 0,0170 1,12
19 10,6 2,48 0,851 0,661 2,58 0,477 0,178 0,0907 62,7 9,06 0,0189 0,0119 0,0133 2,20
20 16,7 3,08 1,25 0,824 3,43 0,928 0,319 0,110 49,9 14,6 0,0168 0,0102 0,0205 1,95
21 15,6 3,96 1,44 1,08 2,53 0,680 0,227 0,117 60,0 6,36 0 0,0144 0,0179 2,26
22 14,0 3,74 1,44 0,893 2,33 0,648 0,215 0,110 60,3 7,16 0,0128 0,0138 0,0204 3,19
23 18,7 3,47 1,02 1,26 3,50 0,826 0,250 0,0755 54,1 8,63 0,0125 0 0,0158 1,05
24 23,9 4,22 1,13 0,909 3,63 1,18 0,375 0,0957 47,5 9,69 0,0169 0 0,0165 0, 840
№№ п/п Zn % Оа % О% Аз % 8е % Мо % Ag % си % 8п % 8Ь % Те % Ва % Н % РЬ % Ы %
1 2, 94 0,0056 0 0,265 0,0019 0,0108 0,0425 0,0008 0,0096 0,0426 0 0,758 0 0,407 0
2 2,90 0,0085 0,0025 0,251 0,0021 0,0084 0,0466 0,0014 0 0,0407 0,0077 1,02 0 0,728 0
3 2,56 0,0120 0 0,185 0,0047 0,0037 0,0397 0,0009 0,0155 0,0359 0 2,07 0 0,633 0
4 3,51 0, 0092 0 0,293 0,0031 0,0050 0,0427 0 0,0100 0,0614 0,0075 2,22 0 0,756 0
5 2,55 0,0114 0 0,258 0,0033 0, 0056 0,0454 0,0009 0,0163 0,0682 0 1,86 0 0,895 0,0059
6 3.59 0,0110 0 0.195 0,0042 0,0042 0,0381 0.0008 0,0143 0,0388 0 1,65 0 1,00 0,0070
7 1, 65 0,0059 0 0,319 0 0,0090 0,0457 0,0005 0,0114 0,0581 0 0,616 0 0,712 0,0037
8 1,55 0 0 0,801 0, 0101 0,0073 0,0693 0,0015 0,0145 0,0585 0 1,69 0,0063 1,71 0,0057
9 3,08 0,0101 0 0,391 0,0028 0,0121 0,0470 0,0039 0,0158 0,0594 0,0070 0,811 0,0066 1,63 0,0093
10 2,33 0,0112 0 0,211 0,0025 0,0046 0,0411 0,0006 0,0113 0,0400 0 2,52 0 0,520 0
11 1,41 0,0104 0,0038 1,67 0,0076 0,0180 0,0725 0,0014 0,0384 0,217 0,0076 0,737 0 1,47 0,0049
12 2,18 0 0 1,08 0,0041 0,0160 0,0577 0,0021 0,0158 0,0498 0 0,921 0 1,48 0,0060
13 1,35 0,0034 0,0028 1,91 0,0048 0,0355 0,0564 0,0010 0,0214 0,0855 0,0086 0,797 0 1,62 0,0089
14 1,27 0,0081 0,0033 1,97 0,0200 0,0401 0,0595 0,0010 0,0196 0,0863 0 1,35 0 2,18 0,0068
15 3, 64 0,0138 0 0,183 0,0025 0,0014 0,0466 0,0008 0,0110 0,0376 0 1,92 0 0,686 0
16 2,15 0,0103 0,0025 0,411 0,0044 0,0138 0,0580 0,0018 0,0174 0,0777 0 0,669 0 1,70 0
17 3,06 0,0073 0,0022 0,437 0,0023 0,0186 0,0413 0,0011 0,0152 0,0667 0 1,04 0 1,41 0,0084
18 1,59 0 0 0, 641 0,0062 0,0092 0,0549 0,0025 0,0226 0,106 0 2,08 0 1,72 0
19 3,56 0,0098 0 1,10 0,0088 0,0065 0,0507 0,0014 0,0264 0,0926 0 1,47 0 1,51 0
20 0,833 0,0131 0 0,537 0,0290 0,0284 0,103 0 0,0284 0,177 0 2,57 0,0134 2,18 0,0093
21 1,74 0,0094 0 0,405 0,0040 0 0,0560 0 0,0261 0,0957 0 1,95 0 1,16 0,0120
22 2,04 0,0099 0 0,568 0 0,0094 0,0487 0,0011 0,0216 0,0957 0 1,79 0 1,10 0,0105
23 0,916 0,0090 0,0048 2,05 0,0219 0,0137 0,0687 0,0011 0,0285 0,103 0 2,10 0 1,45 0
24 1,16 0,0101 0,0054 0,440 0,0247 0,0206 0,0908 0,0017 0 0,116 0 2,27 0,0188 2,06 0,0097
Таблица 3
Химический состав минералов, установленный по данным микрозондоеого анализа (1ХЛ, ОЕОЬ, Япония)
Содержание элементов, в %
Ее 8 Аё Си Те 8е 8Ь Zn си РЬ Мп Аз С1
1 2 3 5 6 7 8 9 10 11 12 14 15 16 17
Галенит 3,7 14,9 0,24 0,8 0,08 0,02 0,4 5,0 0,07 74,5 - - - -
Церуссит 0,7 1,4 - 0,03 0,04 - 0,02 0,2 0,02 60,7 - - - -
Самородное серебро 1,2 - 98,2 0,2 0,13 0,03 - - - - 0,14 - - -
Борнит 17,3 24,1 1,38 55,7 1,38 - - 0,9 - - - 0,5 - -
Сульфид: свинца, железа 12,3 15,1 0,7 2,9 - - - 3,6 0,6 55,6 - 1,6 - -
Арсенопирит 34,9 19,8 - - - - - - - - - - 45,2 -
Сульфид цинка, железа (марматит) 115,5 34,6 - - - - 45,0 0,06 - - 2,9 - -
Галенит 2,9 12,1 0,48 0,9 - - - 4,3 0,4 78,7 - 1,4 - -
Сульфид цинка, железа, меди 9Д 33,5 0,12 8,2 - - - 48,8 0,3 - - - -
Сульфид железа окисленный (ярозит) 63,5 7,9 - - - - - - - 2,4 - -
Сфалерит (марматит) 19,0 33,2 0,03 7,1 - - - 32,4 0,08 - - 8,0 - -
-II- 9,11 33,5 0,12 8,3 - - - 48,8 0,30 - - - - -
Самородный свинец 1Д4 2Д - 0,06 - 0,07 - 0,04 0,27 96,2 - - 0,04 -
Самородное серебро 1Д - 98,3 0,21 0,13 - 0,03 - - - 0,16 - - -
Хлорид свинца - - - - 0,02 - - - - 98,0 - - - 2,1
Галенит - 13,7 - - 0,02 - - - - 86,3 - - - -
Сульфид свинца и серебра - 37,8 11,8 - 0,05 0,11 0,16 - - 50,1 - - - -
Пирротин 60,2 32,8 - 5,3 - - - - - - - 1,6 - -
Кубанит 40,2 36,0 - 22,4 - - - - - - - 1,4 - -
Хлорит свинца 1,5 - - 0,2 - - - - - 74,8 - - - 23,3
Сложный сульфид железа, свинца, меди 36,8 25,1 5,6 13,1 - 0,08 - - 19,3 - -
-II- 31,2 19,9 4,8 8,9 - - - - - 34,9 - - - -
-II- 30,5 17,9 1,5 17,9 - - - - - 32,0 - - - -
-II- 40,9 22,6 1,0 8,6 - - - - - 26,8 - - - -
Марматит 5,14 33,2 - 0,19 - - - 59,6 0,54 - - -
Содержание элементов, в %
Ее 8 Аё Си Те 8е 8Ь Zn си РЬ Мп Аз с1
1 2 3 5 6 7 8 9 10 11 12 14 15 16 17
Сульфид свинца и цинка 1,9 16,1 1,4 - - - - 6,1 - 74,4 - - - -
Сульфид свинца, железа, меди 38,1 26,1 0,62 11,1 - - - - - 32,2 - 1,7 - -
Пирротин 61,3 36,7 1,2 - - - - - - - - 0,9 - -
Сульфид железа, свинца, меди 40,0 23,8 0,81 7,8 - - - - - 30,7 - 0,6 - -
Сульфид свинца, железа, меди, серебра 15,9 21,5 6,26 14,7 - - - - - 40,7 - 0,9 - -
Галенит 3,5 14,2 0,23 0,8 0,12 0,08 0,36 4,8 0,06 71,1 - - 0,04 -
Церуссит по галениту 0,7 1,37 - 0,04 0,04 - - 0,17 0,03 67,7 - - 0,03 -
Самородное серебро 1,2 - 98,0 0,2 0,13 0,03 - - - - 0,16 - - -
Церуссит - - - - 0,02 - - - - 71,4 - - - 1,50
Галенит замещается англезитом - 9,4 - - 0,01 - - - - 59,4 - - - -
По галениту развивается англезит, церуссит - 16,3 5,07 - 0,02 0,04 0,07 - - 21,5 7 - - - -
Церуссит - 1,7 - - 0,005 0,02 - - - 52,2 - - - -
-II- - 10,9 - - 0,04 - - - - 49,4 - - - -
Англезит - 9,6 - - - • 0,08 - - - 58,7 - - - -
-II- - 10,3 - - 0,01 - - - - 53,5 - - - -
Сфалерит 0,8 31,97 - - - - - 65,0 0,26 - - 0,04 - -
