Эффективность  сорбентов,  полученных  на  основе    вторичного  растительного  сырья  для  очистки

№2 2016 Вестник КазНИТУ

 

514

 

●  

Х и м ик о - ме та л л у рг и че ски е  на ук и

 

 

 

 

Myrzalieva S.K.,  Kerimkulova A.Zh.,  Khamzina Zh.B.,Daribaeva G 

The  effectiveness  of  sorbents  derived  from  secondary  plant  raw  material  for  industrial  wastewater 

treatment 

Summary.    Sorption  methods  are  widely  used  for  the  extraction  of  wastewater  valuable  solutes  and  their 

subsequent  utilization  and  of  treated  wastewater  in  the  system  of  water  recycling  industries  For  sorption  of  industrial 

wastewater  currently  uses  a  variety  of  sorbents  organic  and  inorganic  nature.  Natural  absorbent  and  suitable  for  the 

process water and wastewater treatment of organic matter and petroleum medium and high molecular weight.  

Key words   waste water, oil pollution, the sorption method, vegetable sorbents.  

 

 

 

УДК 622.7:622.342 

 

1

Д.С. Бакеев, 

2

Э.М. Ли, 

1

Ш.А. Телков 

 

(

1

Казахский национальный исследовательский технический университет им. К.И.Сатпаева

 

2

Филиал РГП «НЦ КПМС РК» ГНПОПЭ «Казмеханобр» 

Алматы, Республика Казахстан, dake_argyn@mail.ru) 

 

РАЗРАБОТКА ОПТИМАЛЬНОЙ ФЛОТАЦИОННОЙ СХЕМЫ ОКИСЛЕННОЙ  

МЕДНОЙ РУДЫ 

 

Аннотация.  Исследовалась  окисленная  медная  руда.  Определен  гранулометрический    состав  руды 

дробленной  до  2,0  мм  и  характер  распределений  меди  и  серебра  по  классам  крупности.  Определен  фазовый 

состав  меди,  который  представлен  0,86  %  первичными,  11,72  %  -  вторичными,  87,14  %  -  окисленными 

минералами  и  на  0,28 %  -  водорастворимыми  формами.  Определен  оптимальный  помол  для  двух  стадиального 

измельчения.  Выполнены  исследование  по  флотационному  обогащению  окисленный  медный  руды.  Определен 

оптимальный  реагентный  режим,  с  применением  сернистого  натрия,  бутилового  ксантогената,  жидкого  стекла, 

Т-80  и  рH  среды.  Разработана  флотационная  схема  обогащения  руды.  Получен  медный  концентрат  с  выходом  

3,84  %,  с  содержанием  меди  21,75  %  и  извлечением  47,76  %,  который  соответствует  марке  КМ-5  по  ГОСТ                   

Р 5998-2008. 

Ключевые слова: Медный концентрат, медь, серебро, руда, минерал, реагент, флотация. 

 

Исследование  по  флотационному  обогащению  окисленной  медной  руды  проводилось  на 

керновой  пробе,  отобранной  из  рудных  пересечений  разведочных  скважин,  которые  характеризуют 

типовые окисленные руды одной из месторождений Республики Казахстан. 

Основные  промышленно  –  ценные  минералы  в  руде  представлены  малахитом,  азуритом, 

купритом,  самородной  медью,  халькозином  и  ковеллином.  В  знаковых  значениях  присутствует 

халькопирит,  борнит,  пирит  и  галенит.  Из  породообразующих  минералов  преобладают 

монтмориллонит  (36-37%),  кварц  (22-23%)  и  альбитизированный  плагиоклаз  (17-18%),  подчиненное 

значение имеют хлорит (7-8%), эпидот (3-4%), карбонаты (7-8%) [1]. 

Содержание меди в пробе составило 1,74-1,75% и серебра 19,7 г/т. Медь в пробе представлена на 

0,86%  первичными,  на  11,72%  -  вторичными,  на  87,14%  -  окисленными  минералами  и  на  0,28%  - 

водорастворимыми формами. 

На руде, дробленной до крупности -2,0 мм, было  изучено распределение меди, золота, серебра, 

двуокиси  кремния,  триоксида  алюминия  по  классам  крупности.  Определено,  что  с  понижением 

крупности  увеличивается концентрация меди в мелких классах. Так в классе      -2+1 мм  содержание 

меди  составило  1,35  %,  а  в  классе  минус  0,074+0,044  мм  составило          2,20  %.  Наибольшая 

концентрация меди наблюдается в классе -0,020+0 мм и равна 2,41%; 

Одновременно  наблюдается  снижения  концентрации  серебра  в  мелких  классах.  Так  в  классе  -

1+0,5 мм содержание серебра составило 23,30 г/т , а  в классе -0,020+0 мм - 13,76 г/т; 

Для  выяснения  влияния  степени  измельчения  на  показатели  флотационного  обогащения  были 

выполнены  лабораторные  исследование    при  переменных  значениях  степени  измельчения  и 

постоянном реагентном режиме. 

При подборе  оптимальной степени измельчения были использованы в качестве  сульфидизатора 

окисленных минералов меди – сернистый натрий, собирателя – бутиловый ксантогенат и вспенивателя 

– Т-80 [3] . 

 

ҚазҰТЗУ хабаршысы №2 2016

 

515

 

●  

Х и м ия - ме т а л л ург ия  ғ ы л ы мда ры

 

 

 

 

Учитывая  то,  что  в  промышленных  условиях  нельзя  достичь  в  одну  стадию  необходимую 

степень измельчения, в лабораторных условиях измельчали руду в две стадии, рисунок 1, 2. 

 

 

 

Рис. 1. Схема открытых опытов по подбору измельчения I стадии 

 

Результаты флотации показали, что наибольшее извлечение меди достигается при помоле 65  % 

класса 0,074 мм и составило 18,71% при содержании меди в медном продукте 7,35 % и выходе 4,43 %. 

При  увеличении  велечины  помола  происходит  понижение  извлечении  меди,  т.е.,  повышение  тонины 

помола приводит к шламообразованию и снижению извлечения меди [4]. 

Опыты  по  подбору  степени  измельчения  IIстадии  проводились  по  схеме,  приведенной  на 

рисунке 2. 

 

 

Рис. 2. Схема открытых опытов по подбору измельчения II стадии 

 

 

№2 2016 Вестник КазНИТУ

 

516

 

●  

Х и м ик о - ме та л л у рг и че ски е  на ук и

 

 

 

 

Результаты флотации показали, что наибольшее извлечение меди достигается при помоле 80  % 

класса минус 0,074 мм и составило 25,82 %, при содержании меди в медном продукте 6,88 % и выходе 

6,52  %.  При  дальнейшем  увеличении  велечины  помола  происходит  понижение  извлечения  меди,  т.е., 

повышение тонины помола также приводит к шламообразованию [4]. 

В  результате  исследовании  были  определены  оптимальные  расходы:  сернистого  натрия, 

бутилового  ксантогената,  жидкого  стекла  и  pH  пульпы.  Оптимальный  реагентный  режим  по 

флотационной схеме обогащения приведен в таблице 1. 

 

Таблица 1. Оптимальный реагентный режим флотации. 

 

Название операции 

Количество 

кл.-0,074 мм 

Na

2

S, 

г/т 

Бут.ксант, 

г/т 

Т-80, 

г/т 

Na

2

SiO

3

, 

г/т 

рН 

пуль-

пы 

Измельчение I 

стадии 

65,00 

- 

- 

- 

- 

- 

Измельчение II 

стадии 

80,00 

- 

- 

- 

- 

- 

I основная 

флотация 

- 

900 

120 

70 

- 

9,2-9,5 

II основная 

флотация 

- 

300 

70 

35 

- 

- 

I контрольная 

флотация 

- 

150 

30 

25 

- 

- 

I перечистка 

- 

200 

50 

- 

200 

- 

II перечистка 

- 

150 

30 

- 

100 

- 

III перечистка 

- 

75 

20 

- 

50 

- 

 

Результаты  приведенные  в  таблице  1  показывают, что  при  расходе  сернистого  натрия  900  г/т  и 

бутилового ксантогената  120 г/т в I основной флотации, извлечение меди в медный продукт составил 

35,61 %, при содержании меди 7,90 % и выходе 7,84 % и pH = 9,2-9,5. 

Определено,  что  увеличение  значений  pH  до  9,5-9,8  не  приводит  к  уменьшению  скорости 

сульфидизации и к уменьшению плотности сорбции собирателя на поверхности малахита. Следствием 

этого является снижение извлечения меди до 34,89 % [5]. 

Для  депресси  минералов  пустой  породы  и  пептизации  шламов  применялось  жидкое  стекло, 

расход которого зависел от характера вмещающих пород и составил 400 г/т. 

Оптимальный  режим  расхода  сернистого  натрия  и  бутилового  ксантогената  во  II  основной 

медной  флотации  составил  300  г/т  и  70  г/т  соответственно.  Дальнейшем  увеличение  расхода 

сернистого  натрия  и  бутилового  ксантогената  не  приводит  к  повышению  извлечения  меди.  Общее 

извлечение меди в полной схеме составило 47,76 %. 

Рекомендуемая  схема  флотации  приведена  на  рисунке  3,  а  результаты,  полученные  по 

рекомендуемой схеме в таблице 2. 

 

Таблица 2. Результаты, полученные по рекомендуемой схеме. 

 

Продукты 

Выход, % 

Содержание, % 

Извлечение Cu, % 

Медный концентрат 

3,84 

21,75 

47,76 

Хвосты медный флотации 

96,16 

0,95 

52,24 

Руда 

100,0 

1,75 

100,0 

 

 

ҚазҰТЗУ хабаршысы №2 2016

 

517

 

●  

Х и м ия - ме т а л л ург ия  ғ ы л ы мда ры

 

 

 

 

 

 

Рис. 3. Рекомендуемая схема флотации 

 

Содержание  и  распределение  элементов  и  соединений  в  продуктах  обогащения  пробы 

окисленной  медной  руды:  железо,    марганец,  кобольт,  никель,  кадмий,  мышьяк,  рений  на  96,16  %  и 

диоксид кремния, триоксид алюминия, оксид кальция, оксид магния на 96,78 - 97,59 % распределяются 

в  хвостах  флотации.  Медный  концентрат  с  содержанием  меди  21,75  %  соответствует  марке  КМ-5  по 

ГОСТ Р 5998-2008, при извлечении 47,76 % и выходе концентрата 3,84 %. 

 

 

№2 2016 Вестник КазНИТУ

 

518

 

●  

Х и м ик о - ме та л л у рг и че ски е  на ук и

 

 

 

 

ЛИТЕРАТУРА 

[1] Митрофанов С.И. Исследования руд на обогатимость. – М.: Металлургиздат, 1954 

[2] Справочник.  Технологическая  оценка  минерального  сырья.  Методы  исследования.  Под  редакцией 

д.т.н. Остапенко П.Е. – М.: Недра, 1990 

[3] Справочник по обогащению руд. Под редакцией д.т.н. Богданова О.С. – М.: Недра, 1972. С. 110 

[4] Абрамов А.А. Технология  обогащения  окисленных и смешанных руд цветных металлов. – М.: Недра, 

1986 

[5] Митрофанов С.И. Селективная флотация. – М.: Металлургиздат, 1958 

 

REFERENCES 

[1] Mitrofanov SI Research on ore washability. - M .: Metallurgy, 1954 

[2] Guide. Technological evaluation of mineral resources. Research methods. Edited Ph.D. PE Ostapenko  - M .: 

Nedra, 1990 

[3] Guide to the enrichment of ores. Edited Ph.D. Bogdanov OS - M .: Nedra, 1972. S. 110 

[4] Abrams AA Technology of oxidized and mixed non-ferrous metals. - M .: Nedra, 1986 

[5] Mitrofanov SI Selective flotation. - M .: Metallurgy, 1958 

 

 

Бакеев Д.С., Ли Э.М., Телков Ш.А. 

Тотықты мыс кенінің оңтайлы флотациялық сұлбасын зерттеу 

Түйіндеме.  Бұл мақалада  тотықты  мыс  минералының минералогиялық  және  фазалық  құрамы  көрсетілді. 

Мыстың  гранулометриялық  құрамы  және  мыс  бойынша  шығымы,  мыс  кенінің  ірілік  класстары  бойынша 

зерттелді. Тотықты мыс кенімен сатылы ұнтақтау сұлбасы анықталған. Флотациялық сұлба мен реагент режимі 

зерттелді. Нәтижесінде мыс концентраты алынып, ол  КМ-5 по ГОСТ Р 5998-2008 Мемлекет стандартына сәйкес 

келеді.  

Негізгі сөздер: мыс концентраты, мыс, күміс, кен, минералдар, реагент, флотация. 

 

Bakeev D.S., Li E.M., Telkov Sh.A. 

Development of optimum flotation circuit oxidized copper ore 

Summary. The article presents the mineralogical and phase composition of copper minerals. Considered grain size and 

distribution of  copper  on the class  size. Determine the mode  of grinding the oxidized  copper ore. The scheme and flotation 

reagent regime. Received copper concentrate corresponding to the brand CM-5 according to GOST R 5998-2008. 

Key words: The copper concentrate, copper, silver, ore, minerals, reactant, flotation. 

 

 

 

УДК. 631.85(574) 

 

1

Керейбаева Г.Х., 

1

Жаксыбаева Г.С., 

1

Ошакбаев М.Т., 

1

Утегулов Н.И.,  

1

Садыкова Ж.А., 

2

Чернякова Р.М. 

(

1

Казахский национальный исследовательский технический университет имени К.И. Сатпаева 

2

Институт химических наук имени А.Б.Бектурова 

Алматы, Республика Казахстан,  e-mail: kereibaуeva_g@mail.ru) 

 

РЕНТГЕНОФАЗОВОЕ И ТЕРМИЧЕСКОЕ ИСЛЕДОВАНИЕ МЕХАНОХИМИЧЕСКИ 

АКТИВИРОВАННЫХ СМЕСЕЙ ФОСФОРИТА С НЕФТЯНОЙ СЕРОЙ 

 

Аннотация. Исследованы влияния процесса диспергирования на физико-химические свойства природных 

фосфоритов  Каратау.  Изучен  структурные  превращения  фосфорита  в  процессе  его  диспергирования  в 

присутствии нефтяной серы.  Выявлено, что температура и модифицирующие добавки, вводимые с природными 

фосфоритами  Каратау  в  процессе  их  диспергирования  приводят  к  структурно-молекулярным  преобразованиям  

фосфатной составляющей сырья.  

Ключевые слова: фосфориты Каратау, диспергирование, фосфорсодержащие удобрения, нефтяная сера. 

 

Современная     фосфорная    промышленность испытывает дефицит качественного фосфатного 

сырья. Снижение в нем содержания Р

2

0

5

, а также частные колебания в зависимости от месторождения 

его компонентов приводит к перерасходу энергоносителей, избыточным затратам дефицитных кислот 

и другим издержкам, вызывающим появление отходов и загрязнения окружающей среды. Кроме того, 

на  сегодняшний  день  на  юге  республики  накоплено  значительное  количество  отходов  фосфорного 

производства, которые по содержанию Р

2

0

5

 не уступают фосфоритной муке Каратау, и вовлечение их в 

ҚазҰТЗУ хабаршысы №2 2016

 

519

 

●  

Х и м ия - ме т а л л ург ия  ғ ы л ы мда ры

 

 

 

 

производство  фосфорных  удобрений  является  также  актуальной  задачей,  которое  кроме  расширения 

сырьевой базы, решает ряд экономических и экологических проблем региона. 

Перед  промышленностью  фосфорсодержащих  удобрений  чрезвычайно  остро  стоит  задача 

разработки 

новых, 

нетрадиционных 

и 

высокоэффективных 

технологий 

переработки 

низкокачественных  фосфоритов  на  удобрения  с  высоким  содержанием  усвояемого  растениями  Р

2

О

5. 

Одним из таких методов является механохимическая активация фосфатных руд с получением готового 

удобрения  [1,  2].  Преимуществом  механохимического  метода  является  возможность  использования 

химических  реагентов,  которые  неэффективны  при  обычной  химической  обработке,  но  вступают  во 

взаимодействие с фосфатом  в процессе сверхтонкого измельчения.  

В  исследованиях  показано,  что  добавки  серы,  сульфатов  и  полигалита  с  разбавленными 

минеральными  кислотами  в  качестве  активирующей  добавки  к  фосфатам  при  их  диспергировании 

способствует  структурным  изменениям  и  увеличению  содержания  усвояемых  фосфатов  в  конечных 

продуктах  [3-4].  В  последнее  время  выявлено,  при    механической  активации  фосфорита  было 

достигнуто максимальное удаление фтора и карбонатов [5].  

В данной работе изучен структурные превращения фосфорита в процессе его диспергирования в 

присутствии  нефтяной  серы.    Процесс    диспергирования  смеси  фосфорита  Каратау  и нефтяной  серы, 

взятых  в  соотношении  10:1,  осуществлялся  в  планетарной  мельнице  ПРМ  –  12.    Обработанные 

образцы  исследовали  рентгено-фазовым  анализом  (РФА)  и  дифференциально-термическим  анализом 

(ДТА). 

  

 

 

а - S

нефт.

; б- природный фосфорит; в – диспергированный фосфорит; г – диспергированный фосфорит и 

термообработанный при 100

о

С; д – диспергированная смесь фосфорита с S

нефт.

; е – диспергированная смесь 

фосфорита с S

нефт 

и термообработанная при 100

о

С 

 

Рис. 1.  Штрихдиаграммы фосфорита Каратау и ее смесей с нефтяной серой 

 

Для  выяснения  протекающих  превращений  фосфорита  и  нефтяной  серы  в  процессе  их 

совместного  диспергирования,  а  также  влияния    термообработки  на  состав  продуктов  проведен  

сравнительный  анализ  штрихдиаграмм  исходных  природного  фосфорита  и  нефтяной  серы  с 

№2 2016 Вестник КазНИТУ

 

520

 

●  

Х и м ик о - ме та л л у рг и че ски е  на ук и

 

 

 

 

дифрактограммами  диспергированных  в  различных  условиях  продуктов.  Как  видно  из  данных, 

приведенных  на  рисунке  1,  на  дифрактограмме  диспергированного  фосфорита  Каратау  с  добавкой 

нефтяной  серы  присутствуют  дифракционные  максимумы,  характерные  для  механически 

активированного  природного  фосфорита,  практически  с  той  же  интенсивностью:  высокоинтенсивные 

3,4531 Å; 3,3387 Å; 2,7883 Å; 2,6905 Å и менее интенсивные – 1,5418 Å и 1,4650 Å, что указывает на 

образование  дефектной  структуры  фосфорита  в  присутствии  серы  при  их  совместном 

диспергировании.  

Дифракционные  максимумы  1,4547  Å;  1,6314  Å;  1,7617  Å;  1,7430  Å,  присутствующие  в 

диспергированном  фосфорите,  на  дифрактограмме  смеси  фосфорита  с  серой  смещаются  до 

соответствующих  значений  1,4527А

о

;  1,6287  Å;  1,7649  Å  и  1,7461  Å.  Кроме  того,  в  спектре 

диспергированной  смеси  появляется  новый  пик  3,1318  Å,  а  также  уменьшается  интенсивность  ряда 

максимумов  (2,6905  Å;  2,2379  Å;  1,9333  Å;  1,8173  Å),  соответствующих  диспергированному 

природному  фосфориту.  Указанные  изменения  на  дифрактограмме  диспергированной  смеси 

обусловлены, тем, что нефтяная сера взаимодействует с фосфоритом в процессе  диспергирования. То 

есть  в    процессе  диспергирования  фосфорита  с  добавкой  серы  образуется  не  механическая  смесь  из 

исходных компонентов, а качественно новый продукт. 

При термообработке диспергированной смеси из природного фосфорита и нефтяной серы имеет 

место  нарушенность  структуры  фосфорита  идентичная,    как  у  диспергированного  фосфорита.  Этим 

объясняется  присутствие  на  дифрактограмме  термообработанной  диспергированной  смеси 

дифракционных  максимумов  с  d

α

=1,3840  и  1,3750  Å,  прописывающихся  только  в  диспергированном 

фосфорите,  а  также  пиков  3,1755  Å;  2,5082  Å;  1,7884  Å;  1,7649  Å  и  1,6053Å,  характерных  для 

диспергированной смеси из фосфорита с нефтяной серой до термообработки.  

При  сушке  диспергированной  смеси  протекает  такой  же  процесс,  как  и  при  термообработке 

диспергированного природного фосфорита без добавки нефтяной серы. Однако в  условиях нагрева в 

диспергированном  фосфорите  углубляется  нарушенность  структуры.  Дифракционные  максимумы 

3,4531А

о

 Å; 3,0481 Å; 2,7883 Å; 2,2869 Å; 2,2379 Å; 2,0579 Å; 1,9811 Å: 1,9333 Å; 1,8379 Å; 1,8173 Å; 

1,7217  Å;  15148  Å,  характерные  для  термообработанного  после  диспергирования  природного 

фосфорита, присутствуют также и в спектре диспергированной смеси, подвергнутой сушке при 100

о

С. 

Наблюдаемое  перераспределение  интенсивностей  ряда  максимумов  (3,4531  Å;  2,7883  Å;  2,2869 

Å;  1,9811  Å;  1,8173  Å  и  др.),  то  есть  увеличение  или  уменьшение  их  интенсивностей,  обусловлено 

присутствием нефтяной серы.  

Из  полученных  данных  следует,  что  добавляемая  к  исходному  фосфориту  нефтяная  сера, 

вероятно, под  действием тепла, образующегося при истирании образца, взаимодействует с дефектной 

структурой  фосфорита.  Возможно,  именно  с  этим  взаимодействием  связано  появление  на 

дифрактограмме  термообработанной  диспергированной  смеси  фосфорита  с  нефтяной  серой  новых 

дифракционных  максимумов  1,5280  Å  и  1,4968  Å,  исчезновение  линий  с      d

α

=5,2155  Å;  2,6905  Å; 

1,5144  Å;  1,4387  Å,  прописывающихся  в  спектре  термообработанного  после  диспергирования 

природного  фосфорита,  а  также

 

пиков  3,2318  Å;  3,1318  Å,  присутствующих  на  дифрактограмме 

диспергированной смеси.   

Термогравиметрический  анализ  позволяет  измерить  потери  веса  вещества  по  мере  повышения 

температуры  нагревания.  На  кривой  ДТА  природного  фосфорита  Каратау  наблюдается  два 

эндотермических  эффекта,  которые  лежат  в  области  25-280

0

С  и  675-735

0

С  (рисунок  2).  Первый 

эндотермический эффект с минимумом при 263

0

С сопровождается наибольшей потерей массы 9,13% и 

связан с удалением гигроскопической и кристаллогидратной воды. Второй эндотермический эффект с 

минимумом 730

0

С характеризует процесс  удаления фтора и разложение доломита. При этом теряется 

еще 2,36% от массы проб. Общая потеря массы достигает 11,49%. 

Термограмма  диспергированного  фосфорита  по  характеру  близка  термограмме  природного 

фосфорита.  Однако  на  кривой  ДТА    диспергированного  фосфорита  (рисунок  3)  минимумы 

эндоэффектов смещаются на 50-60

0

С в область более низких температур. 

Кривая  нагревания  показывает,  что  первый  эндоэффект  сопровождается  потерей  массы 

составляющей  14,57%  при  205

0

С,  что  на  5,44%  больше  по  сравнению  с  природным  фосфоритом. 

Второй  эндотермический  эффект  при  680

0

С  на  термограмме  диспергированного  фосфорита 

характеризуется на 0,3% меньшей потерей массы, чем у природного фосфорита.  

ҚазҰТЗУ хабаршысы №2 2016

 

521

 

жүктеу/скачать 51,43 Mb.

Достарыңызбен бөлісу: