автореферат диссертации по металлургии, 05.16.02, диссертация на тему:Исследование и разработка технологии плавки золотосодержащих концентратов с применением медного коллектора

На правах рукописи

НЕТА Вилли

ИССЛЕДОВАНИЕ И РАЗРАБОТКА ТЕХНОЛОГИИ ПЛАВКИ ЗОЛОТОСОДЕРЖАЩИХ КОНЦЕНТРАТОВ С ПРИМЕНЕНИЕМ МЕДНОГО КОЛЛЕКТОРА

11111111111

003 164640

Специальность 05 16 02 - «Металлургия черных, цветных и редких металлов»

Автореферат диссертации на соискание ученой степени кандидата технических наук

2 8 ФЕВ 2008

Москва - 2008

Работа выполнена в ГОУ ВПО «ГОСУДАРСТВЕННЫЙ ТЕХНОЛОГИЧЕСКИЙ УНИВЕРСИТЕТ «МОСКОВСКИЙ ИНСТИТУТ СТАЛИ И СПЛАВОВ »

Научный руководитель.

доктор технических наук, Стрижко

профессор Леонид Семенович

Официальные оппоненты, доктор технических наук

кандидат технических наук Ведущая организация

Манцевич Николай Маркович

Масликов Сергей Тимофеевич

ФГУП «Московский завод по обработке специальных сплавов»

Зашита состоится «05» марта 2008 г. в 1б30 в аудитории К541 на заседании диссертационного совета Д 212 132 05 при ФГОУ ВПО «Государственный технологический университет «Московский институт стали и сплавов» по адресу 119991, г Москва, Крымский Вал, д 3

С диссертацией можно ознакомиться в библиотеке Государственного технологического университета «Московский институт стали и сплавов».

Автореферат разослан « 4-»> февраля 2008 г

Ученый секретарь диссертационного совета

Лобова Т А

Введение

Актуальность работы. Россия, крупнейший в мире производитель золота, интенсивно расходует свои богатые руды В последние годы остро встал вопрос о переработке гравитационных концентратов непосредственно на месте Это вызвано следующим

- в последнее время сильно возросла стоимость перевозки сырья, содержащего благородные металлы,

- экономически невыгодно передавать на переработку на аффинажные заводы продукты с низким содержанием благородных металлов,

существующие гидрометаллургические способы переработки концентратов не извлекают металлы платиновой группы

Все это ведет к повышению себестоимости золота и снижению прибыли

Из всех известных способов переработки концентратов, содержащих платиноиды, наиболее целесообразен пирометаллургический метод, предусматривающий сбор благородных металлов в коллекторе Он позволяет при минимуме затрат получить продукт с содержанием золота 70-90%, в котором концентрируются платиноиды и серебро. Как правило, в качестве коллектора, используется свинец, который при высокой температуре плавки испаряется, что приводит к его потерям и загрязнению окружающей среды.

Цель работы. Разработка технологий плавки оксидных и сульфидных золотосодержащих концентратов с применением в качестве коллектора - меди для извлечения золота, серебра и платиноидов, позволяющих повысить извлечение и улучшить экологическую обстановку.

Для достижения поставленной цели решались следующие задачи

- исследовать физико-химические свойства различных шлаковых систем и выбрать наиболее перспективную, обеспечивающую высокую степень извлечения,

- изучить влияние физико-химических параметров шлака на извлечение благородных металлов из окисленных и сульфидных концентратов с применением медного коллектора,

- исследовать влияние содержания Бе, Аи, А§ на т э д с. в системе Аи - Си и разработать метод экспресс-контроля содержания золота в медном коллекторе;

- изучить фазовый состав шлака и его влияние на потери меди и благородных металлов со шлаками

- определить оптимальные условия и разработать технологические схемы извлечения благородных металлов из окисленных и сульфидных концентратов с применением медного коллектора с последующим извлечением золота из него

На защиту выносятся следующие положения.

- результаты физико-химических исследований различных шлаковых систем с целью выбора оптимального состава шлака, обладающего низкой температурой плавления и вязкостью, обеспечивающего высокое извлечение золота и благородных металлов из концентратов,

результаты полученных физико-химических закономерностей поведения золота и сопутствующих примесей при плавке окисленных и сульфидных золотосодержащих концентратов на медном коллекторе;

- разработанный метод экспресс-контроля содержания золота в коллекторе, основанный на впервые полученных данных по изменению т э д с в системе Аи - Си в присутствии примесей Бе, А§ и др,

- предложенны технологические схемы извлечения золота и благородных металлов из окисленных и сульфидных концентратов методом плавки на медный коллектор в присутствии углерода

Методы исследования При проведении исследований были использованы методы анализа исходных и конечных продуктов- химический, фазовый, атомно-абсорбционная спектрофотометрия

Для изучения фазового состава шлака был использован полевой эмиссионный растровый электронный микроскоп КМ-6700Р с приставкой для энерго-дисперсионной спектрометрии ЛЮ-2300Р фирмы ГСОЬ

Для определения состава сплава по золоту была использована установка термоэлектрического анализа УТЭ-1-03 Научная новизна работы

Впервые изучены физико-химические свойства многокомпонентных шлаков на основе систем РеО-СаО-БЮг для плавки золотосодержащих концентратов, и предложена четырехкомпонентная система ЗЮг-РеО-ЫагО-СаО, обладающая низкими температурой плавления и вязкостью, что обеспечивает гомогенную структуру шлака, снижает потери меди со шлаком и приводит к повышению извлечения благородных металлов

На основе термодинамического анализа химических реакций, протекающих в системе шлак-металл в присутствии углерода, железа и меди, обоснован выбор меди в качестве металла-коллектора» что позволяет повысить извлечение золота и снизить токсичность процесса

Установлена взаимосвязь между степенью извлечения благородных металлов в коллектор и содержанием серы в концентрате, проявляющаяся в снижении степени извлечения благородных металлов с увеличением её содержания за счёт образования штейна, на основании чего обоснована необходимость предварительного удаления серы из концентрата

Определены термоэлектродвижущие силы (т.э д с ) в системе Си - Аи при различном содержании примесей железа, цветных и благородных металлов, на основании чего разработан новый метод экспресс-контроля содержания золота в меди

На основе анализа фазового состава и структуры шлаков, полученных при восстановительной плавке концентратов обнаружено, что никель и мышьяк преимущественно концентрируются в меди, равномерно распределенной по объему шлака, что обеспечивает сохранение вязкости шлака в течение всего процесса и низкие потери меди со шлаком.

Практическая значимость работы

На основании физико-химических исследований свойств шлаковых систем разработан шлак, содержащий (% масс ) 25,2 БеО, 33,7 БЮг, 26,0 ИазО, 15,1 СаО, имеющий температуру плавления -970°С и вязкость - 0,147 Па*с, использование которого позволило снизить потери меди со шлаком до 0,4 %, благородных металлов до 0,5 %

На основании экспериментальных данных и установленных зависимостей оптимизированы параметры процесса плавки золотосодержащих концентратов температура плавления 1200 °С, соотношение концентрат коллектор составляет 100 14-20, соотношение концентрат восстановитель 10 1, время плавки 1-1,5 ч При этом степень извлечения благородных металлов в медный коллектор составляет 99,5 %

Экспериментально определены т э д с меди, содержащей благородные металлы и примеси (железо) и разработан метод экспресс-контроля содержания золота в коллекторе, что позволяет осуществлять оперативный контроль процесса плавки концентратов и добиваться максимального извлечения благородных металлов

Разработанная технология плавки окисленных концентратов, полученных из одного из месторождений Монголии и сульфидных концентратов Нежданинского месторождения, прошла успешные опытно-промышленные испытания на предприятии «Внешмет», результаты которых подтвердили показатели, достигнутые при лабораторных исследованиях

Апробация работы. Основные положения и результаты работы доложены и обсуждены на 61-й конференциии молодых ученых и студентов МИСиС (2006 г) и на международной научно-практической конференции «Стратегические приоритеты и инновации в производстве цветных металлов и золота» в Красноярске (июнь 2006г)

Публикации. Содержание диссертации отражено в 3 статьях опубликованы в периодической печати

б

Структура и объем диссертации. Диссертация состоит из введения, четырех глав, выводов, списка литературы и приложения Диссертация изложена на 111 страницах, содержит 10 таблиц, 26 рисунков, список использованной литературы, включающий 100 наименований

Содержание работы.

Во введении дано обоснование актуальности работы, определена цель работы, а также изложены основные положения, выносимые на защиту

В первой главе рассмотрены характеристики гравитационных окисленных и флотационных сульфидных концентратов и основные способы их переработки

- амальгамация,

- окислительный обжиг с последующим хлорированием,

- обработка гравитационного концентрата в периодическом режиме в закрытом реакторе при перемешивании с раствором цианида натрия, т е интенсивное цианирование,

- плавка гравитационного концентрата на веркблей с предварительным окислительным обжигом и др

Отмечено что гидрометаллургические способы не позволяют извлекать металлы платиновой группы, а в результате цианирования образуется большое количество вредных цианистых растворов, которые необходимо утилизировать

Существующие пирометаллургические способы, как правило, предусматривают использование свинец в качестве коллектора, который испаряется в процессе плавки, что приводит к его значительным потерям и загрязнению окружающей среды

Рассмотрены, также, существующие методы контроля состава металла в коллекторе и показано, что одним из наиболее перспективных методов оперативного контроля состава металла по ходу плавки и в непосредственной близости от печи является термоэлектрический метод (т э д с)

В результате анализа литературы показана необходимость поиска новых материалов для их использования в качестве коллектора, а также проведение физико-химических исследований для установления закономерностей поведения благородных металлов и примесей при плавке золотосодержащих концентратов в присутствии восстановителя для разработки более эффективной и экологически безопасной технологии извлечения благородных металлов

Во второй главе представлены методика эксперимента и оценка точности проведенных исследований Для проведения лабораторных исследований по плавке окисленного гравитационного концентрата был использован перечищенный гравитационный концентрат Концентрат представлял собой тонкозернистый материал, с крупностью 0 074мм Учитывая высокое содержание кремния в концентрате, была предложена четырехкомпонентная система ^СЬ-РеО-ИагО-СаО)

Навеску исходного материала засыпали в алундовый тигель и помещали в силитовую печь Плавка проводилась при температуре 1200-1250°С в течение 1,5 часов Тигли перед плавками обжигались при температуре 1000°С на воздухе в течение 2-х часов После плавки расплав оставляли для отстаивания в течение 40-45 минут

Для проведения лабораторных исследований по плавке сульфидных флотационных концентратов использовали флотационный концентрат Нежданинского месторождения Предварительный обжиг для удаления серы осуществляли в муфельных печах типа СНОЛ с периодическим перемешиванием материала на противне

Анализ шлака и сплава на содержание Аи, А§, Р1, Р<1, Бе и Си проводили на плазменном атомно-абсорбционном спектрометре марки ААА-4

Для изучения структуры и состава шлаков был использован полевой эмиссионный растровый электронный микроскоп 18М-6700Б с приставкой для энерго-дисперсионной спектрометрии ЛЮ-2300Р фирмы ШОЬ

Концентрацию золота в сплаве определяли методом измерения т э д с на установке термоэлектрического анализа УТЭ-1-03

8

Для изучения зависимости вязкости шлаков от температуры и состава был принят ротационный метод коаксиальных цилиндров.

Величину вязкости рассчитывали по аналитической зависимости, полученной по программе ЭВМ, которая имеет вид: Л = АС1ХХ) + В(1Х!1)/ /1н)4 где: Т| - вязкость шлака, Па*с А, В - коэффициенты

1ХХ - значение тока холостого хода двигателя, А

,ГН - значение тока при измерении вязкости шлака, А.

термопара

Рисунок 1. Схема установки для плавки гравитационных концентратов.

В третьей главе представлены результаты физико-химических исследований процессов, протекающих при плавке окисленного гравитационного концентрата на медный коллектор одного из месторождений Монголии следующего состава: БЮч - 56%, АЬОз - 10%, Ре2Оз -12%, М§0 -3%, МпО -0,5%, СаО -2,5%, Аи ~ 1кг/т и др.

Шлаки должны быть с низкой температурой плавления и низкой вязкостью, малой растворимостью в них меди и благородных металлов. Из опубликованных работ известно применение таких шлаковых систем как РеО-СаО-БЮг, Ре0-8Ю2-Са0-А1203, Ре0-8Ю2-Са0-А1203-^0 и др, но они

оказались непригодными для нашего процесса, поэтому на основе литературных данных нами были выбраны и опробованы семь составов шлаков Составы исходных шлаков приведены в таблице 1

Таблица 1 Состав исходных шлаков

№ %, весовые

шлаков БеО БЮг Ыа20 в2о3 СаО

1 29,8 33,6 6,4 14,6 15,6

2 30,5 31,2 7,6 17,4 13,3

3 32,3 28,7 9,3 21,1 8,6

4 10,1 40,4 31,5 - 18,0

5 15,0 38,2 29,7 - 17,1

6 19,9 36,5 27,4 - 16,2

7 25,2 33,7 26,0 - 15,1

Таблица 2 Результаты экспериментальных исследований вязкости шлаков

№ шлаков Вязкость шлаков при температуре (°С), Па*с

1150 1175 1200 1225 1250 1275 1300

1 - 4,725 3,185 1,912 1,317 1,123 1,027

2 3,611 2,000 1,373 1,143 0,917 0,853 0,687

3 2,592 1,709 0,961 0,753 0,610 0,520 0,513

4 0,842 0,712 0,515 0,393 0,308 0,226 0,184

5 0,866 0,642 0,463 0,375 0,308 0,248 0,221

6 0,675 0,552 0,471 0,348 0,282 0,226 0,184

7 0,667 0,510 0,387 0,304 0,226 0,147 0,147

Установлено, что вязкость шлаков резко снижается при увеличении температуры (таблица 2, рисунок 2) Для шлаков с содержанием 25% тетраборнокислого натрия вязкость при температуре 1150°С составляет 3,611 Па*с и снижается до 0,917 Па*с при температуре 1250°С Дальнейшее повышение температуры шлака не оказывает такого сильного влияния на снижение вязкости, и при температуре шлака 1300°С вязкость составляет 0,687 Па*с Из полученных результатов видно, что дальнейшее повышение

температуры шлака не приведет к значительному снижению его вязкости

10

Увеличение содержания тетраборнокислого натрия в шлаке приводит к значительному снижению его вязкости: так при температуре 1300°С вязкость шлака с содержанием 20% тетраборнокислого натрия составляет 1,027 Па*с. Увеличение содержания тетраборнокислого натрия до 30% снижает вязкость шлака до 0,513 Па*с. Вязкость снижается в два раза. Из полученных результатов можно сделать вывод, что для получения жидкотекучих шлаков с вязкостью 0,1-0,2 Па*с необходимо проводить дальнейшее добавление буры. Но это приводит к резкому увеличению агрессивности шлака, что неприемлемо в промышленных условиях. Например, при содержании в шлаке 35% борнокислого натрия в шлак переходит из тигля до 18% А1203.

ИЗО 1175 1200 1225 1250 1275 1300

т, °с

1150 1175 1200 1225 1250 1275 1300 Т. 'С

Рисунок 2 (а). Зависимость вязкости тетраборнокислых шлаков от температуры.

20% Ма2В407, ■—25%Ыа2В407, х —30%Ыа2В407 (б). Зависимость вязкости натриевосиликатных шлаков от температуры.

•—10% РеО, 0—15% РеО, ▲— 20% РеО, х—25% РеО.

Было изучено влияние температуры и содержания РеО (рис.2(6)) на вязкость натриевосиликатных шлаков. Температурная зависимость вязкости шлаков подчиняется экспоненциальному закону. До температуры 1250-1275°С происходит резкое снижение вязкости шлака, далее, с увеличением температуры, снижение вязкости незначительно. Для шлака с содержанием 20% оксида железа вязкость при температуре 1150°С составляет 0,675 Па*с, а

при температуре 1250°С вязкость равна 0,226 Па*с Повышение температуры шлака до 1275°С снижает его вязкость до 0,147 Па*с Далее вязкость остается постоянной

Из полученных результатов следует, что содержание оксида железа в шлаках оказывает слабое влияние на изменение их вязкости С увеличением содержания оксида железа в шлаках с 10 до 25% снижается его вязкость с 0,184 до 0,123 Па*с при температуре 1300° С Незначительное снижение вязкости при увеличении содержания оксида железа объясняется отсутствием легкоплавких соединений железа в шлаковом расплаве На основании проведённых исследований сделан вывод, что для плавки золотосодержащих концентратов предпочтительно использовать четырёхкомпонентные шлаки ЗЮг-РеО-ИагО-СаО, так как они обладают меньшей вязкостью и менее агрессивны

После выбора шлака было интересно изучить поведение золота при плавке окисленных гравитационных концентратов

В качестве коллектора на основании предварительных исследований была выбрана медь, которая хорошо растворяет благородные металлы Поэтому нами было изучено поведение меди при плавке концентратов

Из практики переработки золотосодержащих концентратов плавкой на коллектор известно, что на степень извлечения золота существенное влияние оказывает количество добавляемого металла-коллектора

Из полученных нами данных о зависимости степени извлечения золота от количества медного коллектора следует, что с повышением количества меди происходит увеличение извлечения золота с 55% до 98,5% Как видно из рисунка 3 существует оптимум количества меди, при котором дальнейшее увеличение ее количества не приводит к заметному повышению извлечения золота и оптимальным соотношением концентрат коллектор является 100 1420 При малом количестве коллектора можно повысить извлечение золота, но для этого необходимо увеличить время плавки и отстоя до 1,5-2 часов В промышленных условиях это будет экономически невыгодным

Соотношение концентрат:коллектор

Рисунок 3. Зависимость извлечения золота от количества коллектора

Также было изучено влияние температуры расплава на потери меди со шлаками. В процессе плавки образуются жидкие шлаки с температурой 950-970°С. Так как в составе шихты присутствует сода, она начинает плавиться при 850°С и образуется расплав, очевидно в этот период начинается формирование шлака. Расплав появляется при температуре 950 - 970°С. В этот момент происходит вспенивание расплава из-за выделения газов. По причине неравномерности нагрева медь начинает расплавляться (Тпл. = 1083°С) и уже при температуре 1090°С образуется расплав. Наиболее четкое расслоение происходит при 1100°С, но шлаки еще довольно вязкие и отделить медь от шлака не удается, до 18% меди в виде мелких корольков находится в шлаке.

При повышении температуры до 1150°С происходит более полное отделение меди, но потери еще велики и составляют 7,5%. При повышении температуры расплава до 1200°С и выдержке 35-45 минут медь собирается на дне тигля и после остывания хорошо отделяется от шлака. Потери меди не превышают 0,95%. Их можно сократить до 0,4%, если полученные шлаки собрать и еще раз переплавить с выдержкой отстоя 1 - 1,5 часа.

При осуществлении плавки на коллектор основные потери металла-коллектора обусловлены химическим взаимодействием компонентов шлака, которое приводит к изменению его вязкости за счёт возможности образования новых фаз, в частности - металлического железа.

Термодинамический анализ реакций восстановления оксидов железа твердым углеродом показал, что в процессе плавки до температуры 1120°С имеет место реакция восстановления гематита до магнетита

6Ре203 + С = 4Ре304 + С02 = 67,83 кДж/моль (1)

Ре203 + С = 2РеО + СО = 173,37 кДж/моль (2)

При температуре выше 1220°С начинают развиваться реакции восстановления твердым углеродом гематита и магнетита до металлического железа

2Ре203 + ЗС = 4Ре + ЗС02 = 463,89 кДж/моль (3)

Ре2Оэ + С = 2Ре + ЗСО = 491,56 кДж/моль (4)

Ре304 + 4С = ЗРеО + 4СО = 677,12 кДж/моль (5)

В зависимости от массовой доли углерода и оксидов железа в системе будут протекать реакции его восстановления до металла до тех пор, пока одна из твердых фаз - углерод или оксид железа не исчезнет Так как массовая доля оксида железа в огарках составляет 80-90%, то при неограниченном количестве углерода в системе при плавке выше температуры 1100°С возможно полное восстановление Ре2Оз до металлического железа, то есть получение железного сплава вместо высокопробного медно-золото-серебряного сплава

Следовательно, восстановление гематита до вюстита в процессе плавки можно регулировать только расходом восстановителя

Таким образом, при неправильном ведении процесса железо может переходить в медь, что приведёт к увеличению количества коллектора, который трудно будет перерабатывать А в случае если всё железо переходит в шлаковую фазу, это приведет к переходу его в гематит и, как следствие, к повышению вязкости шлаков

70 -I-1--1-

30:1 20:1 10:1 5:1 Соотношение концентрат:углерод

Рисунок 4. Зависимость извлечения золота от количества углерода

Из рисунка 4 видно, что при увеличении количества углерода от соотношения концентрата с ним 30:1 до соотношения 10:1 извлечение золота увеличивается с 75% до 97%. Дальнейшее увеличение количества восстановителя до 5:1, приводит к уменьшению извлечения золота до 88 %. Это объясняется тем, что при увеличении соотношения восстановитель (уголь) : концентрат от 10:1 начинается восстановление гематита и магнетита до металлического железа, часть которого растворяется в меди, а часть кристаллизуется в шлаках, образуя "жуков", которые повышают вязкость шлаков, что ведёт к уменьшению извлечения золота в коллектор.

Содержание золота в концентрате довольно низкое: 500-1000г на 1 тонну, поэтому за одну плавку в меди концентрируется 0,11 % золота. Медь такого состава невыгодно перерабатывать с целью извлечения золота. Нами предложено использовать медь многократно, меняя концентрат, что позволит нам повысить содержание золота в ней до нескольких десятков процентов. Нами были проведены исследования по многократному обороту меди. Результаты анализов после четырехкратного оборота меди при исходном содержании в гравитационном концентрате золота 1,1 кг/т, серебра - 0,12 кг/т, платины - 0,06 кг/т и палладия - 0,05кг/т приведены в таблице 3.

Как следует из таблицы 3, при четырёхкратном обороте медного коллектора концентрация золота возросла до 0,49 %, серебра - до 0,049 %, платины - до 0,022 %, палладия - до 0,024 %. Извлечение золота за четыре операции составило 96%, серебра - 92%, платины и палладия - 93%.

15

Преимущество данного процесса особенно велико при переработке гравитационных концентратов, в которых содержатся платина и палладий Эти металлы не извлекаются при гидрометаллургической переработке и теряются с хвостами При плавке с коллектором все благородные металлы перейдут в коллектор

Таблица 3 Распределение металлов по продуктам плавок , (%)

Материал/металл А* Аи Р1 Р(1 Ре Си

Медь после 1ой плавки 0,012 0,11 0,006 0,005 0,12 ост

Медь после 2ой плавки 0,023 0,23 0,013 0,016 1,66 ост

Медь после 3ой плавки 0,034 0,35 0,018 0,020 1,8 ост

Медь после 4ой плавки 0,049 0,49 0,022 0,024 2,1 ост

Шлак после 108 плавки — — — 0,0023 16,3 0,27

Шлак после 2ой плавки — — — 0,0023 16,49 0,38

Шлак после 3ой плавки — — — 0,0023 17,30 0,12

Шлак после 4ой плавки ... ... ... 0,0010 16,91 0,29

Результаты исследования по определению максимальной концентрации золота в меди показали, что при повышении содержания золота в меди более 20 % происходит повышение концентрации его в шлаке с 0,5 % до более 1 % Поэтому для избегания потерь золота со шлаками необходимо контролировать его содержание Для этого можно использовать химический, спектральный и другие методы анализа, но их недостатком является большая продолжительность, что будет отрицательно влиять на производительность Исходя из данной ситуации, нами был предложен и опробован метод т э д с для контроля качества коллектора

Для контроля состава металла после плавки была использована установка термоэлектрического анализа УТЭ-1-03, предназначенная для оперативного определения процентного содержания углерода, кремния и марганца в чугуне методом измерения т э д с примесей Исследования влияния содержания железа, золота, серебра на т э д с меди показаны на рисунке 5.

Наличие железа оказывает большее влияние на т э д с, чем наличие золота, что не позволяет контролировать концентрацию золота в меди

Нами предложено для измерения т.э.д.с. использовать в качестве электродов следующие сплавы: 15% Ие + 85% Си; 20% Аи + 15% Ре + 65% (Си+примеси). Эти сплавы позволяют исключить влияние примесей на т.э.д.с.. Первый способ: использование электрода с содержанием 15% Ие + 85% Си для измерения т.э.д.с. сплава. Результаты эксперимента показаны на рис. 6.

(а)

(б)

0,20 0,18 0,15 0,13 0,10 0,08 0,05

5 10 14 20 Содержание и>лота,%

5 10 15 20 Содержание серебра,%

(в)

в

1

й

<3

<*. 1

1,30 20 10 00 90 80

5 10 20 30 Содержание Ре, %

Рисунок 5. Зависимость значений т.э.д.с. от концентрации (а) - золота, (б) -серебра, (в) - железа в сплаве.

0,04 *--)---t---------

5 10 15 20

Содержание Аи, %

Рисунок 6. Зависимость значений т.э.д.с. от концентрации золота в сплаве ▲ - Еср БТ= 140 °С Еср БТ= 180 °С

Из рисунка 6 видно, что с повышением концентрации золота (Аи) от 5% до 20% в сплаве значение т.э.д.с. увеличивается с 0,04 до 0,12 мВ при температуре Еср ОТ = 140 °С и с 0.09 до 0.17 мВ при температуре Еср ОТ = 180 °С.

Второй способ: применение электрода с содержанием 20% Аи + 15% Ре из сплава, полученного после плавки. Этот электрод был использован при измерении т.э.д.с. сплава при Еср БТ = 140 °С. Результаты эксперимента показаны на рисунке 7.

Содержание Аи, %

Рисунок 7. Зависимость значений т.э.д.с. от концентрации золота в сплаве

Из рисунка 7 видно, что с повышением концентрации золота (Аи) в сплаве с 5% до 20% значение т э д с уменьшается с 0 10 до нуля При содержании 20% Аи в сплаве т э д с равно нулю Это означает, что образец имеет тот же состав, что и электрод Таким образом, измерение т э д с. можно использовать в качестве способа контроля концентрации золота в сплаве На практике этот способ может использоваться следующим образом (в зависимости от используемого электрода) после каждой плавки измеряется т э д с ив случаях, когда её значения меньше 0 12мВ (по первому способу) или больше нуля (по второму способу), необходимо переплавлять сплав с новым концентратом до тех пор, пока величина тэдс не достигнет 0,12мВ (по первому способу) или нуля (по второму способу) при температуре Еср ОТ = 140°С Как только величина тэдс достигнет этих величин, сплав направляется на дальнейшую переработку, при этом содержание золота в нём составляет34 20% Не желательно увеличивать концентрацию золота в сплаве более 20%, так как при этом оно начинает теряться со шлаками

На основе проведённых экспериментов и полученных зависимостей была предложена технологическая схема (рис 8) и оптимальный режим переработки окисленного гравитационного концентрата состав шлака БЮг - 33,7%, РеО -25,2%, Иа20 - 26,0%, СаО - 15,1%, температура плавления 1200°С, соотношение концентрат коллектор составляет 100 14-20, соотношение концентрат восстановитель 101, время плавки 1-1,5 ч По этой схеме проводятся смешивание концентрата и шихты и далее плавка

Концентрат Вчветивяние

Смешивание

Загрузка в печь Плавка

Шлак

Медь

На получение Взвешивание железа

Газы

Очистка

Медь содержащая благородные металлы

Рисунок 8 Технологическая схема переработки гравитационного концентрата

В четвертой главе представлены результаты физико-химических исследований плавки сульфидного флотоконцентрата с Нежданинского месторождения следующего состава Аи- 98 г/т, - 15 г/т, 5Ю2 - 32,4 %, А1203 - 10,9 %, Реобш - 19,44 %, СаО - 0,7 %, MgO - 1,81 %, Р205 - 0,23 %, ТЮ2 - 0,85 %, МпО - 0,27 %, Ыа20 - 0,3 %, К20 - 1,65 %, 80бщ - 18,9 %, БОз - 0,48 %, 8СуЛЬфИдН - 18,42 %, 8Ь - 0,7 %, Аз - 0,5 %, С02 - 1,04 %, Сорг - 2,27 %, Си -0,37 %, РЬ - 0,2 %, Ъх - 0,78 %

Прямые плавки концентрата не позволяют получить хорошие результаты по извлечению золота в связи с тем, что содержащаяся в концентрате сера образует штейн. Поэтому была изучена зависимость потери меди от концентрации серы в огарке при плавке, результаты эксперимента показаны на рисунке 9. При плавке необожженного концентрата (с содержанием серы 18,9%) коллектор практически не образуется, так как при плавке образуется штейн. При концентрации серы в огарке 0% (вес) при плавке образуются две фазы: черновая медь и шлак. Чтобы устранить образование штейна, проводился обжиг при 800 °С в течении 45 минут и был получен огарок, состав которого показан в таблице 4.

Концентрация серы в огарке, %

Рисунок 9. Зависимость потерь меди от концентрации серы в огарке

Для предотвращения образования штейна необходимо было удалить серу из концентрата обжигом. Была изучена степень десульфуризации и степень деарсенизации при разных температурах и времени обжига (рис. 10).

5 55 -I-I----I-----

н

° 5 10 15 20

Время (мин)

Рисунок 10. Зависимость степени десульфуризации от времени обжига. ■- 500°С ▲ -600°С ♦-700°С х-800°С

Из полученных данных (рис. 10) видно, что при повышении температуры обжига с 500 °С до 800 °С происходит увеличение степени десульфуризации с 87 % до 97 % за время обжига 15 минут, а за 45 минут до 99,1%. При этом с газами удалялся и мышьяк, содержание которого в исходном концентрате было 0,6 %.

После обжига при температуре 800°С за один час был получен огарок (состав - таблица 4) при 99,1 % десульфуризации и 100 % деарсенизации, и этот огарок служил исходным материалом для плавки.

Таблица 4. Состав огарка.

Элемент и Массовая Элемент и Массовая Элемент и Массовая

соединения Доля, % соединения Доля, % соединения Доля, %

Аи 0,0144 СаО 0,99 к2о 3,04

ай 0,0008 МйО 3,26 5 общ 0,17

БЮз 48,80 р2о5 0,33 БЬ 0,99

а12оэ 17,4 ТЮ2 1,20 Си 0,39

Р^Общ 21,23 №20 0,42 РЬ 0,28

гп 1,10

Применение углерода при плавке оказывает двоякое воздействие: при большом его количестве кроме меди в металл будет переходить железо; при

22

недостаточном количестве - железо будет концентрироваться в шлаке и повышать его вязкость. Поэтому необходимо определить оптимальное количество углерода в процессе плавки.

Было изучено влияние углерода на выход коллектора (рис.11). Из полученных данных видно, что с повышением количества восстановителя (угля) увеличивается выход коллектора. При увеличении количества восстановителя (угля) до отношения концентрата с ним 10:1 выход коллектора достигает 100 %. При дальнейшем увеличении относительного количества восстановителя (угля) начинается восстановление гематита и магнетита до металлического железа. Полученное металлическое железо переходит в медь, что приводит к затруднениям при дальнейшей переработке сплава. Поэтому наилучшим соотношением концентрат:восстановитель следует считать 10:1.

110

105 100 95 90 85 80

>

/

22.5:1 18,0:1 13,5:1 9,0:1 4,5:1 Соотношение концентрат ; углерод

Рисунок 11. Зависимость выхода коллектора от соотношения концентратгуглерод

Результаты анализов после четырехкратного оборота меди приведены в таблице 5. Из таблицы 5 следует, что при четырёхкратном обороте медного коллектора извлечение золота за четыре операции составило 99,5 %, а серебра -77,7 %.

Таблица 5. Распределение металлов по продуктам плавок (%)

Материал/металл Аи АЙ Ре

Медь после 1ой плавки 0,0643 0,0280 0,0260

Медь после 4° плавки 0,2580 0,112 1,21

Шлак после 1ой плавки 0,0064 Н.О 21,99

Шлак после 4ой плавки 0,0072 0,0047 22,44

Для изучения фазового состава шлаков были сняты снимки при увеличении х500 (рис. 12). Как следует из рисунка 12, на снимках видны однородные шлаки, полученные после плавки оксидного гравитационного (а) и сульфидного флотационного (б и в) концентратов. Основные фазы в них это 8102, 1;еО, Иа20, А1203 и СаО. При анализе установлено, что в шлаках присутствуют оксиды Ие, 81, Ре, А1, Са, Ыа, N1, и И Таким образом, цветные металлы и железо перешли в шлаки. Показано, что распределение этих элементов в шлаках равномерно. Важно следить за распределением меди в шлаках. Установлено, что в шлаке присутствует медь (спектр 13- рис.13). Она находится в шлаке в сплаве с никелем, мышьяком и сурьмой. На фотографии (спектр 12-рис. 13) количество этих частиц невелико. Состав шлака, окружающего полученные частицы, показан в таблице 6.

Таблица 6. Состав шлака (спектр 12).

Оксиды 8Ю2 Ыа20 А1203 РеО СаО МеО К20

Весовой % 32.41 16.90 11.90 12.23 5.38 0.78 7.90

(а) (б) (в)

А12Оз, 5Ю2, СаО

РеО

БЮг, СаО

А12Оз

ШШшШж

РеО

\

А1203, БЮг, СаО

Рисунок 12. Снимки шлаков при увеличении х500. (а) - шлак после четырёхкратной плавки гравитационного концентрата; (б) - шлак после первой плавки сульфидного концентрата; (в) - шлак после четырёхкратной плавки сульфидного концентрата.

Рисунок 13. Снимки шлака при увеличении хЗООО.

На основе проведённых исследований нами была разработана и опробована технологическая схема (рис. 14) переработки сульфидных концентратов. Данная технологическая схема характеризуется следующими основными показателями: температура обжига 750-800 °С; время обжига 45-60 минут; температура плавления 1200 °С; соотношение концентрат:коллектор составляет 100:14-20; соотношение концентрат:восстановитель 10:1; время плавки 1-1,5 ч; извлечение золота составляет 89-99 %; потери меди со шлаком 0,2 %.

При высоком содержании меди во флотационном концентрате целесообразно использовать электролиз медного коллектора, потому что можно получить анодную медь как продукт. Если количество меди в исходном флотационном концентрате мало, предпочтительнее использование выщелачивания медного коллектора в серной кислоте как более дешевого способа.

Концентрат

I ^

сушка, обжиг(Т,?)

котгентрят

катодная медь углерод, РеО, СаО

коллектор ' - ^^агСОз

плав,

ка-

очистка

1

газы

в циклоне

шлак в отвал

коллектор

газы газы

гранулиров в воде

1

пыль —СП

Разливка в электролит янппьг

очистка в скруббере

•Электролиз ♦

анодн остатки

газы в атм

I

отработ эттактуллит

-Р=Р-на захор

шлам катодная медь

На$Оп.Оз

Растворение

фильтрация

остаток

р-р

флюсы

\

плавка

1 < Г

шлак Сплав

Доре

на Электролиз

Рисунок 14 Предлагаемая технологическая схема переработки флотационных концентратов электролизом

Общие выводы по работе

1 Выбраны и изучены составы шлаков для плавки золотосодержащих

концентратов на медный коллектор Лучшими оказались шлаки четырехкомпонентного состава БЮг-РеО-НагО-СаО, имеющие более низкую вязкость 0,147 Па*с при температурах плавления и пониженные потери меди (0,4%) и благородных металлов (0,5%) со шлаком

2 Выявлено, что золото и другие благородные металлы хорошо растворяются в

медном коллекторе, при этом максимальная концентрация золота в меди не должна быть более 20%, а максимальная концентрация меди до 10% от веса сырья Коллектор используется в процессе неоднократно до его насыщения по золоту

3 Установлено, что сульфидные золотосодержащие концентраты необходимо

обжигать для удаления серы и для предотвращения образования штейна В противном случае это приводит к снижению извлечения благородных металлов в коллектор

4 На основании результатов переработки окисленного и сульфидного

концентратов одного из месторождений Монголии и Нежданинского месторождения соответственно разработана и испытана принципиальная технологическая схема и оптимальный режим извлечения благородных металлов в шлам состав шлака БЮг - 33,7 %, БеО - 25,2 %, №20 - 26,0 %, СаО - 15,1 %, температура обжига 750-800 °С, время обжига 45-60 минут, температура плавления 1300 °С, соотношение концентрат коллектор составляет 100 14-20, соотношение концентрат восстановитель 10 1, время плавки 1-1,5 ч При этом продукт содержит до 70% золота, а общее извлечение золота составляет 89-99 %

5 На основании проведенных исследований разработана и предложена для

экспресс анализа качества коллектора методика использования установки термоэлектрического анализа, которая позволяет осуществлять контроль за содержанием золота в коллекторе и в случае его содержания более 20% выводить коллектор из оборота на электролиз

Основное содержание диссертации представлено в следующих работах:

1 Нета В, Стрижко Л С Технология переработки золотосодержащих концентратов с использованием медного коллектора // Изв вузов Цветная металлургия 2007 №3 С 45-49

2 Нета В, Стрижко Л С, Пеший В Ф Разработка технологии плавки гравитационных концентратов с коллектором // Стратегические приоритеты и инновации в производстве цветных металлов и золота/ Тезисы докладов Международной научно-практической конференции - Красноярск, июнь 2006 С 155-156

3 Рогов Д С , Нета В , Стрижко Л С , Разработка технологии переработки Нежданинского сульфидного концентрата // Тезисы докладов 61-ой Научной конференции студентов МИСиС - М МИСиС, 2007 С 45

Формат 60 х 90 '/16 Объем 1,75 п л.

Тираж 100 экз Заказ 1595

Отпечатано с готовых оригинал-макетов в типографии Издательства «Учеба» МИСиС, 117419, Москва, ул. Орджоникидзе, 8/9 ЛР№01151 от 11 07.01

ВВЕДЕНИЕ.

ГЛАВА 1. ХАРАКТЕРИСТИКА ГРАВИТАЦИОННЫХ

КОНЦЕНТРАТОВ И СПОСОБЫ ИХ ПЕРЕРАБОТКИ.

1.1. Характеристика гравитационных концентратов.

1.2. Способы переработки гравитационных концентратов.

1.2.1 Пирометаллургические способы переработки гравитационных концентратов.

1.2.2 Гидрометаллургические способы переработки гравитационных концентратов.

1.3. Основные методы контроля состава металла.

1.4. Постановка задачи исследования.

ВЫВОДЫ ПО ГЛАВЕ 1.

ГЛАВА 2. МЕТОДИКА ЭКСПЕРИМЕНТА.42.

2.1. Исходные материалы.

2.2. Лабораторная установка.

2.3. Подготовка и методика анализа продуктов плавки.

2.4. Описание экспериментальной установки для измерения т.э.д

2.4.1 Технические характеристики УТЭ-1

2.4.2 Устройство и работа установки.

ГЛАВА 3. ФИЗИКО-ХИМИЧЕСКИЕ ИССЛЕДОВАНИЯ ПЛАВКИ

ОКИСЛЕННЫХ ГРАВИТАЦИОННЫХ КОНЦЕНТРАТОВ С КОЛЛЕКТОРОМ.

3.1. Выбор состава шлака.

3.2. Приготовление исходных материалов.

3.3 Методы изучения вязкости шлаков.

3.3.1 Описание установки.

3.3.2 Методика проведения эксперимента.

3.3.3 Вязкость шлаков.

3.4 Изучение зависимости извлечения золота от количества коллектора.

3.5 Изучение влияния температуры расплава на потери меди со шлаками.

3.6 Изучение зависимости извлечения золота от количества углерода.

3.7 Распределение металлов по продуктам плавок.

3.8 Изучение завми т.э.длава отстава металла.

3.9 Выбор технологической схемы переработки гравитационного концентрата.

ВЫВОДЫ ПО ГЛАВЕ 3.

ГЛАВА 4. ФИЗИКО-ХИМИЧЕСКИЕ ИССЛЕДОВАНИЯ ПЛАВКИ

СУЛЬФИДНОГО ФЛОТОКОНЦЕНТРАТА.

4.1 Способы переработки сульфидных флотоконцентратов.

4.2 Изучение зависимости потери меди от концентрации серы в огарке при плавке.

4.3 Окислительный обжиг сульфидного флотационного концентрата.

4.4 Изучение влияния количества углерода на выход коллектора.

4.5 Изучение состава шлаков после плавки.

4.6 Распределение металлов по продуктам плавок.

4.7 Предлагаемые технологические схемы.

ВЫВОДЫ ПО ГЛАВЕ 4.'.

Россия — крупнейший в мире производитель золото интенсивно расходует свои богатые руды. В настоящее время существуют следующие способы переработки золотосодержащих гравитационных концентратов:

- амальгамация;

- окислительный обжиг с последующим хлорированием;

- обработка гравитационного концентрата в периодическом режиме в закрытом реакторе с перемешиванием с раствором цианида натрия, т.е интенсивное цианирование;

- плавка гравитационного концентрата на веркблей с предварительным окислительным обжигом и др. [1-3]

В последние годы остро встал вопрос по переработке гравитационных концентратов непосредственно на месте. Это вызвано следующим:

1.Сильно возросла стоимость перевозки сырья, содержащего благородные металлы.

2. Экономически невыгодно передавать на переработку на аффинажные заводы продукты с низким содержанием благородных металлов.

3. Существующие гидрометаллургические способы переработки концентратов не извлекают металлы платиновой группы

Все это ведет к повышению себестоимости получения золота и снижению прибыли.

Из всех известных способов переработки концентратов, содержащих платиноиды, наиболее подходит пирометаллургический метод, суть этого метода - сбор благородных металлов в коллекторе. Этот способ позволяет при минимуме затрат получить продукт с содержанием золота 70-90%, в котором концентрируются платиноиды и серебро. Как правило, в качестве коллектора, используется свинец, который при высокой температуре плавки испаряется, что приводит к его потерям и загрязнению окружающей среды.

В данной работе рассматривается процесс плавки оксидных и сульфидных золотосодержащих концентратов с применением в качестве коллектора — меди для извлечения золота, серебра и платиноидов, позволяющих повысить извлечение и улучшить экологическую обстановку.

Для достижения поставленной цели решались следующие задачи:

- исследовать физико-химические свойства различных шлаковых систем и выбрать наиболее перспективную, обеспечивающую высокую степень извлечения;

- изучить влияние физико-химических параметров шлака на извлечение благородных металлов из окисленных и сульфидных концентратов с применением медного коллектора;

- исследовать влияние содержания Fe, Au, Ag на т.э.д.с. в системе Аи -Си и разработать метод экспресс-контроля содержания золота в медном коллекторе;

- изучить фазовый состав шлака и его влияние на потери меди и благородных металлов со шлаками.

- определить оптимальные условия и разработать технологические схемы извлечения благородных металлов из окисленных и сульфидных концентратов с применением медного коллектора с последующим извлечением золота из него.

ВЫВОДЫ ПО РАБОТЕ

Выбраны и изучены составы шлаков для плавки золотосодержащих концентратов на медный коллектор. Лучшими оказались шлаки четырехкомпонентного состава Si02-Fe0-Na20-Ca0, имеющие более низкую вязкость 0,147 Па*с при температурах плавления и пониженные потери меди (0,4%) и благородных металлов (0,5%) со шлаком.

Выявлено, что золото и другие благородные металлы хорошо растворяются в медном коллекторе, при этом максимальная концентрация золота в меди не должна быть более 20%, а максимальная концентрация меди до 10% от веса сырья. Коллектор используется в процессе неоднократно до его насыщения по золоту.

Установлено, что сульфидные золотосодержащие концентраты необходимо обжигать для удаления серы и для предотвращения образования штейна. В противном случае это приводит к снижению извлечения благородных металлов в коллектор.

На основании результатов переработки окисленного и сульфидного концентратов одного из месторождений Монголии и Нежданинского месторождения соответственно разработана и испытана принципиальная технологическая схема и оптимальный режим извлечения благородных металлов в шлам: состав шлака Si02 - 33,7 %; FeO - 25,2 %; Na20 - 26,0 %; СаО - 15,1 %; температура обжига 750-800 °С; время обжига 45-60 минут; температура плавления 1200 °С; соотношение концентратжоллектор составляет 100:14-20; соотношение концентрат:восстановитель 10:1; время плавки 1-1,5 ч При этом продукт содержит до 70% золота, а общее извлечение золота составляет 89-99 %.

На основании проведенных исследований разработана и предложена для экспресс анализа качества коллектора методика использования установки термоэлектрического анализа, которая позволяет осуществлять контроль за содержанием золота в коллекторе и в случае его содержания более 20% выводить коллектор из оборота на электролиз.

1. Масленицкий И.Н., Чугаев Л.В. Металлургия благородных металлов. Изд-во «Металлургия», 1972-368с.

2. Котляр Ю.А., Меретуков М.А., Стрижко Л.С. Металлургия благородных металлов: Учебник в 2-х кн. Кн. 1 М.: МИСИС., Издательский дом «Руда и Металлы», 2005. - 432с.

3. Гучетль И.С, Друкер Е.Я., Барышников И.Ф. Переработка упорныхзолотосодержащих руд и концентратов. М.: Цветметинформация, 1972. 60 с.

4. Стрижко Л.С. Металлургия золота и серебра. Учебное пособие для вузов М.: МИСИС - 2001. - 336с.

5. Валиков С.В., Дементьев В.Е., Минеев Г.Г. Плавка золотосодержащих Концентратов, Иркутск:ОАО «Иргиредмед», 2002- 323с.

6. Меретуков М. А., Орлов А. М. Металлургия благородных металлов. Зарубежный опыт. — М.: Металлургия, 1990. — 416 с.

7. Карпухин А. И., Рыбкин С. Г. // Драгоценные металлы и драгоценные камни: проблемы добычи и извлечения из руд, песков и вторичного сырья: Науч.-техн. конф. (Тез. докл.). —Иркутск: Иргиредмет, 1996. С. 42-43.

8. Карпухин А. И. Создание и внедрение эффектных технологий и оборудования кислотно- солвого аффинажа золота и серебра. Дисс. . докт. тех. наук. Иркутск, 2003 - 204с

9. Каминский Ю.Д., Копылов Н.И. Технологические аспекты извлечения золота из руд и концентратов Новосибирск: Изд-во СО РАН, 1999 - 124 с

10. Синакевич А. А., Николаев Ю. Л., Емельянов Ю. Е., Валиков С. В. // Проблемы развития минеральной базы Сибири: Чтения памяти проф. А. А. Игошина: Науч.-техн. конф. (Тез. докл.) Иркутск: ИрГТУ, 1998. С.115-116.

11. Зеленов В. И. Методика исследования золото- и серебросодержащих руд. — М.: Недра, 1989. 302 с.

12. Зеленов В. И., Щендригин А. Н. Пути совершенствования технологии переработки золото- и серебросодержащих руд: Обзорн. инф. — М.: ВИЭМС, 1986.—40 с.

13. Мейерович А. С., Меретуков М. А. Способы переработки упорных золото- и серебросодержащих руд и концентратов за рубежом. — М.: ЦНИИЭИЦМ, 1990. Вып. 1. —48 с.

14. Масленицкий И.Н., Чугаев Л.В., Борбат В.Ф., Стрижко JI.C. Металлургия благородных металлов. М.: Металлургия, 1987 432с.

15. Баликов С.В. Разработка и освоение пирометаллургической технологии переработки гравитационных золотосодержащих концентратов /Автореф. дис. на соиск. уч. степени канд. техн. наук. Иркутск: ИрПИ, 1991.- 16 с.

16. Баликов С.В., Панченко А.Ф. Разработка и внедрение безамальгамационной технологии переработки золото-сурьмяных гравитационных концентратов //Химия, технология и анализ золота и серебра /Тез. докл. 1 Всесоюз. совещ. -Новосибирск, 1983. С. 168-170.

17. Баликов С. В. //Драгоценные металлы и драгоценные камни: проблемы добычи и извлечения из руд, песков и вторичного сырья: Науч.-техн. конф. (Тез. докл.). — Иркутск: Иргиредмет, 1996. С. 19.

18. Баликов С. В., Минеев Г. Г. // Проблемы комплексного использования руд: 2-й международный симпозиум (Тез. докл.) — СПб., Санкт-Петербургский государственный горный институттехнический университет), 1996. С. 271—272.

19. Пат. РФ 2095441 / Валиков С. В., Бывальцев В. Я., Емельянов Ю. Е., Синакевич А. А. // Открытия. Изобретения. 1997.№ 31.

20. Баликов С. В. Разработка и освоение пирометаллургической технологии переработки гравитационных золотосодержащих концентратов: Дис. канд. техн. наук.— Иркутск, 1991. — 252 с.

21. Баликов С.В. Научные и практические основы пирометаллургической технологии переработки богатых золотосодержащих концентратов. Дисс. . докт. тех. наук. Иркутск,2002 -403с.

22. Баликов С. В., Панченко А. Ф., Минеев Г. Г. // Анализ, добыча и переработка полезных ископаемых: Науч. тр. / ОАО «Иргиредмет». — Иркутск, 1998. С. 398-410.

23. Баликов С. В. // Тез. докл. юбилейн. Плакс, чтений.— М.: МИСиС, 2000. С. 186-187.

24. Бывальцев В. Я., Дементьев В. Е., Баликов С. В. // Колыма. 1999. № 4. С. 45-46.

25. Николаев Ю. Л., Синакевич А. А., Емельянов Ю. Е. Опыт разработки, внедрения и промышленной эксплуатации технологии бесколлекторноной руднотермической плавки золотосодержащих продуктов // Цветные металлы. 2000. № 4. С. 83—84.

26. Каминский Ю.Д., Копылов Н.И. Технологические аспекты извлечения золота из руд и концентратов Новосибирск: Изд-во СО РАН, 1999 - 124 с.

27. Хабиров В.В., Забельский В.К., Воробьев А.Е. Прогрессивные технологии добычи и переработки золотосодержащего сырья.— М.:Недра, 1994.-272 с.

28. Копылов Н.И., Каминский Ю.Д., Маценко Ю.А. Пирометаллургическая переработка золотомышьяковых продуктов//Цветные металлы, 1997-№11-12. С. 31-35.

29. Олейникова Н.В. Экстракция золота и серебра в расплавленный свинец применительно к технологии переработки гравитационных и флотационных концентратов. Дисс. . канд. тех. наук. Красноярск, 2002-110с.

30. Копылов Н.И., Литвинов В.П., Мусин Д.Ю., Глушков А.Г. Вывод мышьяка из золото-мышьяковых концентратов Токурского месторождения //Цветные металлы, 1995.№3.-С. 17—22.

31. Исабаев С.М., Копылов Н.И. Комплексная переработка сульфидных руд и концентратов благородных и цветных металлов//Химия и технология халькогенов и халькогенидов. Тез. докл. V Междунар. конф.- Караганда, 1995-C.210.

32. Чекушин B.C., Олейникова Н.В. Переработка золотосодержащих рудных концентратов (обзор методов)// Известия Челябинского научного центра, вып.4 (30), 2005. С.94-101.

33. Зырянов М.Н., Леонов С.Б., Хлоридная металлургия золота.-М.: "СП ИНТЕРМЕТ ИНЖИНИРИНГ", 1997.-288с.

34. Зырянов М.Н., Нивин А.П. Испытание процесса хлоридовозгонки на различных типах упорных золотосодержащих концентратов // Цветные металлы, 1972. № 3. С. 8—9.

35. Зырянов М.Н., Леонов С.Б. Хлоридная металлургия золота. М.: СП "Интермет Инжиниринг", 1997.- 228с Аввакумов Е.Г. Механические методы активации химических процессов. Новосибирск: Наука, 1986305 с.

36. Зырянов М.Н., Дошлов О.И. Оценка гипохлорита кальция как хлорирующего агентов процессах солевого и гидрохлорирования золота// Цв. металлы. 1995 № 9. С.34-37.

37. Меретуков М.А., Мейерович А.С. Применение хлоридносульфатного выщелачивания для извлечения золота из руд и концентратов //Цв. металлургия. 1992. № 3. С.24-29.

38. Hypochlorite Leaching of Gold Ore //Innovations in Gold and Silver Recovery: Phase IV /Randol. Colorado, USA: Randol Intern. Ltd, 1992. -Vol.8.-P. 4568-4570.

39. Fagan R.K. Chlorine as a Suitable Lixiviant for Gold // Fifth AusIMM Extractive Metallurgy Conf. ( Perth, W.A., 2-4 Oct. 1991).

40. Levis G.O. An Alternative Hydrometallurgical Approach to the Treatmentof Gravity Concentrates //Randol Gold and Silver Forum 98: Conf. & Exhibition (Denver, Colorado, USA, 26-29 Apr. 1998). Colorado, USA, 1998. -P. 105-108

41. Лодейщиков В. В. Извлечение золота из упорных руд и концентратов. — М.: Недра, 1968. — 204 с.

42. Лодейщиков В. В.Упорные руды золота и серебра и проблемы их рационального использования // Цветные металлы. 2001. № 5. С. 9-10

43. Лодейщиков В. В. //В кн.: Гидрометаллургия золота. — М.: Наука, 1980. С. 5—18.

44. Лодейщиков В. В. Технология извлечения золота и серебра из упорных руд. В 2-х т. — Иркутск: Иргиредмет, 1999. — 786 с.

45. International Mining Equipment.-l 967.-#.3 .-р.32.

46. Jirovsky Rudolf. Hutnike Listy.-1967.-#.5.-p.350.

47. Canadian Chemikal Process-1967. -#.4. -p.69

48. Hathaway J.M. Journal of Metals. -1967. -#.3. -p.66.

49. Касима Дзиро и Фунахаси Тэрусасу. Imono. Journal Japan Foundrymen's Society. -1967. -4.4. -p.359.

50. Cass D.E. & Kelly J.N. Electrical Furnace Cenference Proceedings. Vol.18. (American Institute of Mining, Metallurgical & Petroleum Engineers) N.Y. -1961.-p.409.

51. Глинков M.A. и др. Сталь. -1968. -№4. -C.313.

52. Костогрызов B.C. и др. В сб. «Автоматизация производственных процессов в металлургии». (ИТИ). -Киев. -1965. -С. 14.

53. Явойский В.И. и др. В сб. «Теория и практика интенсификации процессов в конверторах и мартеновских печах». Изд-во «Металлургия». -1965. -С.7.

54. Лодейщиков В. В.Упорные руды золота и серебра и проблемы их рационального использования // Цветные металлы. 2001. № 5. С. 9-10.

55. Fleming С. //Hydrometallurgy.l992.V. 30. Р. 127-162

56. Фридман И. Д. Современные направления развития технологии переработки золотосодержащих руд. — М.: Геоинформмарк, 1995. — 39 с.

57. Минеев Г.Г., Жучков И.А. Низкотемпературная автоклавная технология вскрытия упорного золота в сульфидных концентратах // Известия вузов. Цветная металлургия. 2006, № 1. С. 30-34

58. Минеев Г.Г., Жучков И.А. Азотно-пероксидная автоклавная технология вскрытия упорного золота в сульфидных концентратах // Известия вузов. Цветная металлургия. 2005, № 6. С. 42-45.

59. Минеев Г. Г. Биометаллургия золота. — М.: Металлургия, 1989. — 160 с.

60. Минеев Г. Г., Баликов С. В., Панченко А.Ф. // Обогащение руд. 1994. Вып. 5. С. 69—79.

61. Ровира Карбальо Хулио Сесар. Исследование и разработка эффективной технологии переработки арсенопиритных концентратов месторождения Делита (Республика Куба): Автореф. канд. дисс. ЛГИ. Ленинград, 1988. 16 с

62. Bhata P., Langhans J.W ,Lei K.P.V. Alkaline oxidative leaching of gold bearing arsenopyrite ores // Rept. Invest./Bur. Mines US Dep. Inter, 1989. № 9258. P. 1—12.

63. Меламуд B.C. Перспективы использования умеренно термофильных сульфид-окисляющих бактерий в биогидрометаллургии золота // В. сб. трудов I международного симпозиума «Золото Сибири». Красноярск, 1999. С. 115—117.

64. Brierley J. A., Brierley С. L. // Hydrometallurgy. 2001. V. 59. P. 233-239.

65. Olson G. J., Brierley J. A., Brierley C. L. // Appl. Microbiol. Biotechnol. 2003. V. 63. P. 249-257.

66. Каравайко Г. И., Кузнецов С. И., Голомзик А. И. Роль микроорганизмов в выщелачивании металлов из руд. — М.: Наука, 1972. — 245 с.

67. Полькин С. И., Адамов Э. В., Панин В. В. Технология бактериального выщелачивания цветных и редких металлов. — М.: Недра, 1982. — 288 с.

68. Пусгопшлов П.П., Белый А.В., Гуревич Ю.Л., Китапбаева Ж.А. Бактериальная переработка флотационного и гравитационного концентратов золотосодержащих пирит-арсенопиритных руд // Цветные металлы.,2005. № 3. С. 20—23

69. Rawlings D. Е. // Trends Biotechnol. 2003. Y. 21. N 1. P. 38-44.

70. Collinet M. N., Morin D. // Antonie Van Leeuwenhoek. 1990. V. 57. P. 237-244.

71. Линчевский Б.В. Техника металлургического эксперимента.-М. :Металлургия, 1979-255с.

72. Славин У. Атомно-абсорбционная спектроскопия. Л.: Химия, 1971. -296 с.

73. Филипова Н.А., Шкробот Э.П., Васильева Л.Н. Анализ руд цветных металлов и продуктов их переработки. М.: Металлургия, 1980. - 224 с.

74. Ванюков А.В., Зайцев В.Я. Шлаки и штейны цветной металлургии-М. .-Металлургия, 1969-405с.77,78,79