CC BY
13УДК 669.054.6 © Б.Р.Вохидов, М.Н.Нурмуродов, А.А.Халимов, Н.А.Агафанова, М.Ш.Бабаев
ИССЛЕДОВАНИЕ ТЕХНОЛОГИИ ПЕРЕРАБОТКИ ЗАБАЛАНСОВЫХ РУД И ХВОСТОВ С КУЧНОМУ ВЫЩЕЛАЧИВАНИЕМ
Вохидов Бахриддин Рахмидинович - PhD, доц., Навоийского государственного горнотехнологического университета, Нурмуродов Мехриддин Нарзуллоевич - Сосикатель Навоийского государственного горно-технологического университета, Халимов Алишер Анвар угли - магистрант направлении Металлургии Навоийского государственного горно-технологического университета, Агафонова Нилуфар Александр кизи - магистрант направлении «Горное дело» Каршинского инжинерно - экономического института, Бабаев Мирдодожон Шарофжон угли - доктарант Навоийский отделения Академии Наук Республика Узбекистан.
Аннотация. В настоящей время мировые запасы месторождений с высоким исходным содержанием и легко извлекаемыми рудами в настоящее время практически истощены. В процессе добычи и переработки золотосодержащих руд были образованы многочисленные техногенные отходы: отвалы золотосодержащих бедных и забалансовых руд, хвостохранилища переработанной руды (в виде пульпы), а также отработанные штабеля кучного выщелачивания. Это обусловливает уменьшение объёмов переработки кондиционных руд и вовлечение в разработку техногенных отходов, труднообогатимых руд и забалансовых и низкосортных отвалов.
Ключевые слова: техногенные отходы, забалансовые руды, отходы золото обогатительной фабрики, кучное выщелачивания, промывка, осаждения.
Abstract. At present, the world's reserves of deposits with a high initial grade and easily extractable ores are practically depleted. In the process of mining and processing of gold-bearing ores, numerous technogenic wastes were generated: dumps of gold-bearing poor and off-balance ores, tailings of processed ore (in the form of pulp), as well as spent piles of heap leaching. This causes a decrease in the volume of processing of conditioned ores and the involvement in the development of man-made waste, refractory ores and off-balance and low-grade dumps.
Key words: industrial waste, off-balance ores, gold processing plant waste, heap leaching, washing, sedimentation.
Введение. В ходе хозяйственной деятельности при отработке месторождений золота на территории Кызылкумского региона было установлено, что извлечение основного ценного компонента было проведено по одной технологии, и в отработанной руде часто остаются другие ценные компоненты, а также основной компонент, который можно доизвлечь по другой технологии. Поэтому изучение возможности разделения и извлечения ценных компонентов из техногенных отходов производства НГМК является актуальной задачей в настоящее время.
Изучение возможности разделения и извлечения ценных компонентов из техногенных отходов производства АО НГМК и развитие
данного направления позволит комплексно подходить к вопросу переработки минерального сырья и переработки образованных техногенных отходов, в частности отходов кучного выщелачивания золота [1].
Уникальным сырьевым источником для добычи золота кучным выщелачиванием является забалансовые руды месторождения «Мурунтау». Месторождение золотокварцевое, расположено в Кызылкумском промышленном регионе, открыто в 1958 г. и представляет крупный по размерам штокверк. Рудовмещающие породы штокверка
представлены песчаниками и алевролитами углисто кварцевого состава,
переслаивающимися со слюдисто-кварцевыми, кварц-хлоритовыми и углисто-слудистыми сланцами. Забалансовая золотосодержащая руда обычно содержит золота от 0,5 до 1,5 г/т. Минерализованная масса имеет содержание значительно меньше забалансовых руд и не перерабатывается на заводах или фабриках, складируется в отвалах рудников. Самыми большими отвалами минерализованной массы и складами забалансовой руды обладает рудник Мурунтау. На сегодняшний день на руднике находится около 2,5 млрд т минерализованной массы и более 150 млн т забалансовых руд [2].
Методы исследования и результаты. В начале исследований изучили химический, минералогический и полуколичественный состав объектов исследования и на основании этого определили количество драгоценных металлов в техногенных отходах, разработали оптимальные технологические схемы их извлечения [3].
Одно из крупных хвостохранилищ не только в Узбекистане, но и в мире, находится в центре пустыни Кызылкум для хранения отвальных хвостов гидрометаллургического завода № 2 Навоийского ГМК. Объемы твердых отходов составляют более 1,1 млрд т. В целях изучения материального и минералогического состава техногенных отходов хвостохранилищ и забалансовых руд Месторождений Мурунтау были получены образцы для анализа и проведен пробирный анализ (см. в таблицы 1 и 2),
J* 7
спектральный количественным и спектральный полуколичественный анализ в НИЛ НГГИ. Цель лабораторных исследований является определение возможности до извлечения золота из хвостов и забалансовыз руд Месторождений Мурунтау путем укладки ЦКВЗ с предварительным доизмельчением перед укладкой на новую подушку [4].
Таблица 1.
Химический состав проб хвостов
Наименован Содержание, %
ие
продуктов Au,г/т Ag, г/т 3 ю о С/) (Л С/) 3 ю о О CP о о CN о О 3 ю о CD и_
Проба
дробленная со со CN ? CN ■чт -ü- см ст> ю ■t
до 1 мм о О О О о о о со
Проба
дробленная о ■чт CN а> со CN со см см со со
до 1 мм о О о О о о о со
Данные рационального анализа показывают, что доля свободного (цианируемого) золота в исходной пробе хвостов руды составила 77,5 %.
Согласно по плану исследований, пробоподготовка, агломерация и опыты по кучному выщелачиванию проводились в лаборатории ЦКВЗ.
Порядок проведение лабораторных исследований:
1. Подготовка исходная проба хвостов ГМЗ-
2;
2. Подготовка вторая исходная проба хвостов забалансовых руд, дробленная до класса крупности 2 мм;
3. Подготовка третья исходная проба минерализованный массы, дробленная до класса крупности 1 мм.
Таблица 2.
Резултаты полного химического (силикатного) анализа
04 64,1 12,7 0,59 3,09 1,57 ю со со, о со" со со" 0,49 0,05 со,
05 64,5 15,1 0,73 1,23 5,06 о с\Т со, - со см" 0,08 0,09 ю"
Выщелачивание в колоннах производилось на агломерированном материале (по стандартной методике ЦКВЗ), при следующих постоянных условиях:
- Концентрация NaCN 150-170 мг/л;
- pH 10,0-11,0;
- плотность орошения 7-8 л/м2*час.
Процесс выщелачивание просачиванием
производился в колоннах в течение 31 суток с обращениями цианистому растворами. В результате чего получился продуктивный раствор и остаточное твердые хвостовой материал в колонне. По окончании теста материал колонны разгружался и анализировался на остаточное содержание золота [5]. Баланс извлечения золота рассчитывался по твердой фазе, жидкой фазе и накопленного металла на сорбенте (активированном угле). В итоге принималось среднее значение извлечения. Обобщённые результаты опытов приведены таблица 3.
Таблица 3 Результаты тестов по кучному выщелачиванию
Пр оба № Содержание элементов, %
<ч О (Л со О Ol < CN О ¡— О CD U_ СО О CN CD U_ о <я О MgO O CN <я Z О CN ю О CN CL MnO п.п.п.
01 71,0 5, о" 0,63 5 3,86 со С\Т со, 0,22 0,05 СМ oi
02 стТ 6 0, 0,67 2,44 со со, С) со С\Т ■t С\Т СО С\Т 0,20 0,04 СМ С\Т
03 со" 5 8, сэ 0,86 2,83 2,29 о со а> С\Т ю СМ С\Т 0,30 0,09 со со
Хвосты проба ГМЗ-2 исходной крупности: Колонна 07-16 Исходное содержание золота, г/т. 0,43
Соотношение раствор : руда (Ж :Т) 7,10:1
Время выщелачивания, дней 31
Конечное содержание золота, г/т 0,34
Процент извлечения, % 21,0
Проба хвостов забалансовых руд до дроблённые до - Исходное содержание зол ота, г/т 0,42
Соотношение раствор : руда (Ж :Т) 7,08:1
Время выщелачивания, дней 31
Конечное содержание золота, г/т 0,30
Процент извлечения, % 29,4
Исходная проба минерализованн ый массы, дробленные до - Исходное содержание золота, г/т 0,42
Соотношение раствор : руда (Ж :Т) 6,80:1
Время выщелачивания, дней 31
Конечное содержание золота, г/т 0,23
Процент извлечения, % 46,2
По результатам пробирного анализа (данные ЦКВЗ), при равнозначных параметрах ведения процесса, извлечение золота составило: из исходной проба ГМЗ-2 - 21,3 %, проба хвостов забалансовых руд дробленной до 2 мм - 29,3 %,
Исходная проба минерализованный массы дробленной до 1 мм - 46,2 % соответственно [6].
Анализ ситового состава исходной пробы проведенного в лаборатории ЦКВЗ показывает:
- в исходной пробе 86 % металла находится в классе +0,6 мм.
- после повторного выщелачивания (21,3 % извлечения), 84 % металла так же остается в классе +0,6 мм.
- выщелачивание металла происходит именно из крупных классов, извлечения металла из класса -0,6 мм практически не происходит.
При дроблении пробы до класса -2 мм, часть металла переходит в класс -0,6 мм, извлечение металла из данного класса поднимается до 44 %. Извлечение из класса +0,6 мм остается практически на том же уровне. На рисунке 1 представлены диаграммы извлечения металла в жидкую фазу при выщелачивании хвостов различной исходной крупности [7].
2
Рис.1. Диаграмма извлечения металла в жидкую фазу при выщелачивании хвостов различной исходной крупности
Из представленной диаграммы видно, что снижение крупности исходного материала увеличивает интенсивность выщелачивания и соответственно повышает извлечение металла [8].
Многослойность руд требует особого подхода к решению вопросов, связанных с проницаемостью рудной массы, залегающей в покровных слоях. Это связано с тем, что ошибки в процессе агломерации руды приводят к потерям при извлечении золота, что приводит к ухудшению фильтрационных свойств руды и устойчивости всего покрытия [18]. Из практики известно, что в первые годы эксплуатации рудных отвалов боковые стенки обсадной трубы несколько раз разрушались. Эти случаи связаны с неудовлетворительной агломерацией рудных частиц. При осмотре швов выявлено неудовлетворительное насыщение раствором одних участков и избыточное смачивание, и определенная деформация других участков. Это приводит к неравномерному просачиванию раствора через рудную корку и потере боковой устойчивости. На этапе разработки было
проведено ограниченное количество
экспериментов для оценки его влияния на основные параметры агломерации руды и процесса (сепарация, фильтрация и т.д.). В процессе эксплуатации мелкие частицы перемещаются на дно покрытия и фильтрационные свойства руды, осевшей в покрытии, ухудшаются в результате обрушения дренажного слоя.
При расходе раствора 8-10 л на 1 м поверхности количество раствора, наносимого на общий слой твердой фазы, в 7-10 раз меньше, в результате чего растворимость 1,1 г/т золота в исходном руды 35% видно, что это объясняется недостаточной степенью насыщения цианистого раствора при селективной выщелачивание золота в куче в течение 60 сут, а в результате химического анализа количество золота в извлеченном и осажденном золотом растворе составляет около 210 мг/л.
В условиях эксплуатации крайне низкая концентрация золота приводит к рециркуляции раствора циркуляцией, что приводит к 3-кратному увеличению общего времени селективного растворение по 2 основаниям. С экспериментальной точки зрения такое увеличение концентрации золотого раствора в результате селективной выщелачивание в сборке приводит к снижению экономической эффективности и ухудшению фильтрационных свойств рудных масс, уложенных на штабель. В результате формирования опытно-
конструкторской модели в цехе ЦКВЗ были проведены экспериментальные испытания по увеличению объема раствора через обычные системы орошения на основе теоретических знаний и практических навыков. В данном случае изучалась эффективность в результате увеличения количества раствора к исходному рудному отвалу на 16 литров в час вместо 10 литров в час на 1 квадратный метр поверхности через систему капиллярного орошения.
На основании проведенных исследований можно сделать следующие выводы:
1. Представленная для исследования проба хвостов имеет следующее содержание компонентов: Аи - 0,4 г/т, Ад - 0,2 г/т, Soбщ - 0,4 %, Бэ - 0,2 %, Сорг - 0,23 %.
2. Опыты по кучному выщелачиванию, проведенные в лаборатории ЦКВЗ показали возможность повысить извлечение золота при до дробление рудного материала пробы хвостов, забалансовых руд и минерализованный массы до класса крупности 1 мм. При равнозначных параметрах ведения процесса, извлечение золота из исходной пробы хвостов составило - 21 %, дробленной до 2 мм - 29,4 %, дробленной до 1мм - 46,2 % соответственно.
3. Анализ ситовых характеристик исходного материала и продуктов после выщелачивания показал, что в исходной пробе хвостов большая часть извлеченного металла приходится на
классе +0,6 мм, в классе -0,6 мм извлечение практически не происходит, т.е. металл уже извлечен и до извлечён быть не может. Для раскрытия металла и дополнительного извлечения необходимо проводить
доизмельчение крупных классов.
Рекомендуется рассмотреть экономическую целесообразность доизвлечения металла из хвостов ЦКВЗ способом доизмельчения, пере укладки и вторичного кучного выщелачивания.
Список литературы:
[1]. Санакулов К.С. Научно-технические основы переработки отходов горнометаллургического производства. Ташкент, «Фан». 2009г.
[2]. 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.
[3]. К.С. Санакулов, В.Н. Сытенков, П.А. Шеметов. Кучное выщелачивание золота из многоярусных штабелей. Ташкент- 2011 г.
[4]. Вохидов Б.Р., Хасанов А.С. Исследование и разработка технологии извлечения металлов платиновых групп из техногенного сырья АО «АГМК» // XIV Международная научно-практическая конференция «Металлургия цветных, редких и благородных металлов».
Сибирского отделения РАН, г. Красноярск, Россия 2021 г. 6-9 Сентября С.29-32.
[5]. Хасанов Абурашид Солиевич, Вохидов Бахриддин Рахмидинович, Бабаев Мирдодожон Шарофжон угли. Инновационные подходы к техногенным отходам как сырьевой базе горнометаллургической отрасли // Х Форум ВУЗОВ Инженерно-технологического профиля союзного Государства - Минск, 2021. 6-9 Декабря №10. С.135-137.
[6]. А.С. Хасанов, Б.Р. Вохидов, А.Р. Арипов, А.А. Асроров, Ф.Г. Пирназаров, С.Ш. Шарипов, Б.М. Немененок Исследование повышения степени извлечения аффинированного палладиевого порошка из сбросовых растворов // Научно-методический журнал ЛИТЬЕ И МЕТАЛЛУРГИЯ, Материаловедение - Белорусия, 2020г. Марть №1(78). С. 78-86.
[7]. Хасанов А. С., Вохидов Б. Р., Мамараимов Г.Ф. Изучение возможности извлечения ванадия из техногенных отходов // Фаргона политехника институти Илмий техник журнали Фаргона 2020й. Март Том 24 №3. С.97-102.
[8]. Хасанов А.С., Вохидов Б.Р. ^айта ишлатилган электролитдан соф палладий кукунини ажратиб олиш усулини илмий таджик этиш // Композицион материаллар. Ташкент, 2019 - №2. С. 63-66.
О
LO
