автореферат диссертации по металлургии, 05.16.02, диссертация на тему:Разработка технологии извлечения благородных металлов из медно-магнетитовых золотосодержащих концентратов Быстринского месторождения

На правах рука

ПЕРЕСАДИ СЕРГЕЙ СЕРГЕЕВИЧ

Разработка технологии извлечения благородных металлов из медно-магнетитовых золотосодержащих концентратов Быстринского месторождения

Специальность 05.16.02 - «Металлургия черных, цветных и редких металлов»

. 4843958

Автореферат диссертации на соискание ученой степени кандидата технических наук

1 4 ДПР 2077

Москва-2011

4843958

Работа выполнена в Федеральном государственном образовательном учреждении высшего профессионального образования «Национальный исследовательский технологический университет «МИСиС»

Научный руководитель: доктор технических наук,

профессор Сгрижко Леонид Семенович

Официальные оппоненты: доктор технических наук,

профессор Задиранов Александр Никитович

кандидат технических наук Лайкин Сергей Анатольевич

Ведущая организация: ФГУП «Институт «ГИНЦВЕТМЕТ»

Защита диссертации состоится « 26 » апреля 2011 г. в 14:30 в аудитории К-214 на заседании диссертационного совета Д.212.132.05 при Федеральном государственном образовательном учреждении высшего профессионального образования «Национальный исследовательский технологический университет «МИСиС» по адресу: 119991, г. Москва, Крымский вал, д. 3.

С диссертационной работой можно ознакомиться в библиотеке ФГОУ ВПО «Национальный исследовательский технологический университет «МИСиС»

Автореферат разослан « 23 » марта 2011 г.

Ученый секретарь диссертационного совета

Т.А. Лобова

ОБЩАЯ ХАРАКТЕРИСТИКА РАГ.ОТЫ Актуальность работы

Значительная часть золотого потенциала Российской Федерации находится в отдален-ныхрайонах Сибири и Дальнего Востока, и его реализация сопряжена с большими инвестиционными рисками, экологическими проблемами, что сказывается на себестоимости, достигающей порой закупочной цены Центробанка.

Россия, единственная из сграи - основных производителей золота-получает более половины его из россыпей. В то же время сырьевая база россыпного золота истощена, ухудшились горно-геологические показатели, возросли издержки производства В настоящее время прирост золотодобычи, в основном, производится за счет мелких по запасам участков россыпных месторождений. Об этом свидетельствует структура разведанных запасов, где все большую долю за последние годы составили сначала средние, а затем мелкие месторождения.

В этих условиях одним из путей увеличения сырьевой базы золота является вовлечение в переработку комплексных золотосодержащих руд преимущественно полиметаллических и медных месторождений, примером которых является Быстринское месторождение Забайкальского края.

Из всех известных способов переработки медных золотосодержащих концентратов наиболее подходящим является пирометаллургический метод, суть которого заключается в плавке предварительно обожженных золотосодержащих концентратов на медный коллектор. В ранее проведешшх исследованиях процесса плавки золотосодержащих концентратов на коллектор показано, что на степень извлечения золота существенное влияние оказывает количество добавляемого металла-коллектора. Меда, используемую в качестве коллектора, по причине ее отсутствия в исходном сырье, добавляют извне. Установлено, что существует оптимум количества меди, при котором дальнейшее его увеличение не приводит к заметному повышению извлечения золота.

Особенностью Быстринского месторождения является наличие в руде большого количества меди, которая может быть использована в качестве коллектора, что требует проведения исследований условий осуществления процесса при формировании коллектора в процессе восстановительной плавки.

Учитывая, что в процессе плавки образуется большое количество шлаков (150 - 200 % по отношению к огарку), возможны значительные потери с ними золота и серебра Поэтому возникает необходимость изучения причин потерь благородных металлов со шлаками, а также влияния основных шлакообразующих компонентов (Na/), CaO, SiOi) на поведение золота и серебра в процессе плавки.

Работа выполнена в рамках Государственного контракта №02.527.12.90.11. «Разработка и опьггно-промышленные испытания технологий освоения минеральных ресурсов Сибирского и Дальневосточного регионов».

Цель работы

Разработка эффективной технологии восстановительной плавки на медный коллектор, позволяющей повысить извлечение благородных металлов.

Для достижения поставленной цели решались следующие задачи:

-провести экспериментальные исследования процессов окислительного обжига концентратов «намертво» и восстановительной плавки на медный коллектор, по результатам которых определить оптимальные условия ведения процессов; - изучить закономерности влияние состава шлака на степень извлечения меди и

благородных металлов в процессе плавки на медный коллектор; -выявить связь между вязкостью и плотностью шлаковых систем и распределением меди и благородных металлов между шлаком и коллектором в процессе плавки;

-построил, термодинамическую модель процесса восстановительной плавки на медный коллектор, позволяющую прогнозировать ювлечение благородных металлов и меди в коллектор при изменении состава сырья, температуры плавки, коэффициента избытка кислорода (а); -разработать экономически эффективную технологическую схему извлечения благородных металлов из сульфидных золотосодержащих концентратов методом плавки на медный коллектор, направленную на рациональное использование не только благородных, металлов, но и других полезных компонентов.

Методы исследования

При исследовании закономерностей распределения благородных металлов между продуктами восстановительной плавки применялась методика окислительного обжига концентратов в муфельной печи с механическим перегреванием и тигельной плавки концентрата в присутствии твердого углерода в изотермических условиях. При подготовке материалов к плавкам и анализе полученных результатов использовался метод химического анализа проб спектральным эмиссионным методом (масс-спектрометр с индуктивно-связной плазмой (ICP-MS) SPECTRO CIROS VISION), метод газового хроматографического анализа, оптическая микроскопия (оптический микроскоп Carl Zeiss Observer-Zlm), а также методы минера-

логического и ситового анализа. Для проведения экспериментов использовано лабораторное оборудование: муфелыше, шахтные и камерные нагревательные электрические печи.

Изучение плотности и вязкости шлаковых расплавов проводилось с применением методик максимального давления в газовом пузыре и ротационной методики измерения вязкости с использованием цифрового вискозиметра ВгоокПек! ОУ-Ш+. Изучение закономерностей распределения благородных металлов между продуктами плавки при изменении условий проведения процесса в широком интервале проводилось с применением методик термодинамического моделирования процесса плавки.

Научная новизна работы

1. Установлены закономерности влияния флюсующей добавки А'а^О на распределение меди и благородных металлов в процессе плавки на медный коллектор, выражающиеся в снижении потерь за счет уменьшения вязкости и плотности шлакового расплава, на основе чего предложена четырехкомпонентная система РеО-5ЮгМа/)-СаО, обладающая низкими температурой плавления и вязкостью.

2. Создана термодинамическая модель процесса восстановительной плавки обожженных золотосодержащих медных концентратов, позволяющая прогнозировать извлечения благородных металлов и меди в коллектор при изменении важнейших технологических параметров: состава сырья, температуры плавки, коэффициента избытка кислорода (а), что делает ее весьма удобным инструментом для общего анализа процесса восстановительной плавки золотосодержащего огарка; рассчитывать количества основных флюсующих компонентов: СаСОз, ЯЮ] и для получения шлака требуемого состава.

Практическая значимость работы

1. На основании исследований влияния компонентов шлаковой системы FeO-5¡Or Ыа/)-СаО на потерн меди и благородных металлов со шлаками при плавке медных золотосодержащих концентратов на медный коллектор разработан шлак, содержащий (%): 10,7 А'я/Л 18,5 СаО, 37,5 30,3 РеО, имеющий вязкость при температуре плавки 1523±20К 0,11 Пахе, использование которого позволило снизить потери меди со шлаками до 0,5 % при извлечении золота и серебра в коллектор 99,3 и 98,5 % соответственно.

2. На основании экспериментальных данных и установленных зависимостей полноты удаления серы от температуры и продолжительности обжига, а также распределения благородных металлов между коллектором и шлаком от содержания основных шлакообразующих компонентов (£70_г Ыа£>, СаО), расхода восстановителя и температуры плавки оптимизированы режимы процессов окислительного обжига концентратов «намертво» и плавки огарка

на медный коллектор: температура обжига-1023 К, время-1 час, температура плавки -1573120 К, время плавки - 1,5 - 2 ч., соотношение концешраквосстановитель -10:1.

3. Разработана принципиальная технологическая схема переработки медных золотосодержащих концентратов Быстринского месторождения, методом плавки на медный коллектор, которая прошла опытно-промышленную проверку в ЗАО «Приморская горнорудная компания «Восток». Переработано 4 тонны концентрата, и получено 829 кг черновой меди, содержащей 796 г золота и 2747 г серебра. Результаты испытаний подтвердили правильность и эффективность выявленных в ходе экспериментальных исследований условий окислительного обжига «намертво» и плавки на медный коллектор. При данных условиях извлечение золота и серебра в коллектор составляет 99,2 и 98,1 % соответственно. Получаемые шлаки содержали не более 0,5 % Си, что позволяет считать их отвальными.

Апробация работы

Основные положения и результаты доложены на российских и международных конференциях: 63, 64 научная конференция студентов МИСиС, г. Москва (2008-2009 гг.); Международная научно-практическая конференция «Металлургия цветных металлов. Проблемы и перспективы», г. Москва (2009 г.); УШ-я Международная конференция «Ресурсовос-про из водящие, малоотходные и природоохранные технологии освоения недр», г. Таллинн, Эстонская Республика, (2009 г.), Ш-я Международной конференции «Ресурсовоспроизво-дящие, малоотходные и природоохранные технологии освоения недр» г. Ереван, Республика Армения, (2009 г.).

Публикации

По результатам работы опубликованы две статьи в рецензируемом журнале, рекомендованном ВАК, 5 тезисов докладов в материалах научных конференций.

Структура и объем работы

Диссертационная работа состоит из введения, 5 глав, выводов, списка литературы и приложения. Диссертация изложена на 152 страницах, содержит 13 таблиц, 59 рисунков, список литературы, включающий 83 наименования.

ОСНОВНОЕ СОДЕРЖАНИЕ РАБОТЫ

Во введении обоснована актуальность темы диссертации, сформулирована цель работы, изложены основные положения, выносимые на защиту.

В первой главе представлен аналитический обзор литературных данных по теме исследований, в котором рассмотрены характеристики грашггационных и флотационных золотосодержащих концентратов и основные способы их переработки.

Анализ литературных данных показал, что наибольшая эффективность извлечения благородных металлов с получением продуктов, пригодных для аффинажного производства, достигается при использовании пирометаллургических технологий переработки золотосодержащих концентратов, основанных на коллекторных и бесколекхорных плавках, в процессе которых происходит концентрирование благородных металлов в расплавленных коллек-тирующих фазах (99,8 - 99,9 %).

По суш, деление плавок на коллекторные и бесколлекторные является условным, так как в обоих случаях процесс идет с образованием донной фазы, выполняющей функции коллектора благородных металлов. В соответствии с законом распределения, при прочих равных условиях, увеличение количества донной фазы приводит к повышению сквозного извлечения в нее благородных металлов. Соответственно, применение дополнительных материалов-коллекторов преследует цель увеличить количество донной фазы для более полного извлечения благородных металла в в основной продукт. В первую очередь, такой подход видится оправданным для переработки концентратов, в результате плавки которых образуется небольшое количество донной фазы (например, бедных обожженных концентратов, содержащих малое количество оксида меди). Плавка необожженных медных концентратов на штейн связана с дополнительными трудностями, обусловленными необходимостью извлечения из штейна как благородных металлов, так и меди. С этих позиций, более перспективным можно признать способы плавки обожженных концентратов на черновой металл.

Учитывая вышеизложенное, для переработки золотосодержащих сульфидных медных флотационных концешратов с содержанием меди на уровне 20-30% с целью извлечения благородных металлов оправданным видится применение технологической схемы с предварительным окислительным обжигом и последующей восстановительной плавкой. Образующегося в процессе плавки количества донной фазы (черновой меди) будет достаточно для обеспечения хороших показателей по извлечению благородных металлов. Также необходимо отметить, что данная технология наряду с золотом и серебром, позволяет извлечь металлы платиновой группы, которые не извлекаются существующими гидромегаллургическими методами.

В обзоре также рассмотрены теоретические основы процессов окислительного обжига сульфидных золотосодержащих концентратов и восстановительной плавки огарков; механизмы восстановления оксидов в присутствии твердого углерода; формы потерь благородных и цветных металлов со шлаками. Приведен обзор исследований, направленных на изу-

чение влияния химического состава шлаковых расплавов на 1« плотность и вязкость при различных температурах, а также обзор общих методов и конкретных работ по математическому моделированию металлургических систем.

В результате проведенного аналитического обзора выявлено, что исследований по изучению влияния основных шлакообразующих компонентов (570;, К'азО, СаО) на распределение благородных металлов между конденсированными фазами в процессе восстановительной плавки медных золотосодержащих концентратов не проводилось и имеющихся в литературе данных для разработки эффективной и экологически безопасной технологии извлечения благородных металлов не достаточно.

На основе проведенного анализа сформулированы основные задачи исследований настоящей работы.

Во второй главе приведены результаты исследований химического и минералогического составов медных флотационных золотосодержащих концешратов Быстринского месторождения, а также процесса окислительного обжига концентратов «намертво», при которых удастся наиболее полно выжечь серу, избежав спекания материала.

В таблице 1 приведен химический состав концентрата, используемого в работе.

Таблица 1 - Химический состав медного концентрата Быстринского месторождения

Компонент Содержание, %

Си, в т.ч. 20,84

СЦммсл) 1,44

С'^дгорсульф.) 5,00

14,40

Ре<обпо 27,00

Ре^сулио 21,42

Ре20з 7,98

8 30,00

гп 0,09

РЬ 0,13

В1 0,01

Мо 0,11

16,45

А1203 0,79

№20 ОД!

СаО 0,03

М^ 0,26

Р2О5 0,02

МпО 0,52

КзО 0,12

ТЮ: 0,04

Аи 20 г/т

Ай 70 г/т

Прочие 3,41

Итого 100,00

Преобладающим минералом руд является халькопирит (таблица 2). Халькопирит дает сростки с пиритом, магнетитом, лимонитом и окисленными минералами меди. Почти полностью освобождается от срастания с магнетитом при крупности - 0,045 мм, с лимонитом и окисленными минералами меди сростки сохраняются даже в мелких классах (6-7 % включений). Ковеллин встречается в ассоциации с лимонитом и халькопиритом, размер зерен -0,05 мм, выход его составляет 3 %. Куприт встречается в виде тонких сростков в лимоните. Содержание его не превышает 1 %. Выход магнетита составляет 1-2%, размер зерен 0,05 мм. Молибденит представлен чешуйками размером от 0,1x0,02 мм (медный концентрат перед доводкой) до 0,01x0,002 мм (медный концентрат после доводки), содержание его 0,1 -0,5 %. Встречается как в виде свободных зерен, так в сростках с нерудными, частично с халькопиритом.

Таблица 2 - Фазовый состав медного концентрата Быстринского месторождения

Минеральная фаза Химическая формула %

Халькопирит 31,40

Ковеллин Ой 5,31

Халькозин Си25 6,26

Куприт Си20 1,62

Пирит Ре82 25,49

Гематит Ре2Оз 7,98

Молибденит Мовг 0,18

Сфалерит гпэ 0,13

Галенит РЬБ 0,14

Висмутин ВЬЭ, 0,01

Магнезит MgCOз 0,54

Известняк СаСОз 0,05

Кварц ЙЮ; 16,45

Прочие 4,44

Итого 100,00

Установлено, что с увеличением температуры и продолжительности процесса обжига остаточное содержание серы в огарке снижается (рисунок 1).

Достичь наименьшего остаточного содержания серы (2,25 %) и не допустить спекания материла удается при температуре обжига 973 К уже за 1 час ведения процесса

При температурах, превышающих 1073-1173 К, возможно частичное оплавление огарка вследствие образования относительно легкоплавких эвтектических смесей, состоящих из пирротина и магнетита, скликато- и ферригообразований.

50 60 70 »0 90

Врет окислительного обжига, мин.

Рисунок 1 - Зависимости содержания серы в огарке от температуры и времени

обжига

Предварительные опыты по восстановительной плавке показали, что оставшаяся в огарке сера (2,25 %) приводит к образовали» штейна, близкого по составу к белому мату-Си^. С целью предотвращения образования шейка обжиг проводили при 1023 К в течение 60 минут. В таблице 3 представлен рациональный состав полученного огарка.

Таблица 3 - Рациональный состав огарка, полученного в результате обжига концентрата о муфельной печи при температуре 1023 К

Компонент,

ад

тлорьО.еьОз Изо с«о $ю,\А1& р,о. ив,с та.

Аи Ад Прочш

Си

0,04

0,35

0,35

34,20

0,01

0,21

0,21

0,23

6,28

0,01

ЯЮ,

24,60

24,60

льо,

9,60

N10

0,03

МдО

0,66

Р,о,

ЧпО,

0,14

0.14

0,10

0,13

0,05

Ад

0,01

Прочие

Итог

0,45

0,4В

44,000,26 0,3ф,01щев(1,04 24,60,0,бор,03,0,0310,14

0,003 0,01

2.23

Из таблицы 3 видно, что выбранный температурный режим (1023 К) и время (1 ч.) окислительного обжига обеспечивают максимальную степень перевода сульфидов в оксиды: степень десульфуризации при обжиге составляет 99,9 %.

В третьей главе представлены результаты исследований причин потерь благородных металлов со шлаками, а также влияния основных шлакообразующих компонентов (Ыа£>, СаО, БЮ2) на поведение золота и серебра в процессе плавки.

Для проведения исследований влияния количества восстановителя на извлечение благородных металлов в коллектор была выбрана методика восстановительного обеднения с использованием в качестве восстановителя - графита, описанная в ранее выполненных иссле-

дованиях. При проведении экспериментов в качестве базового был принят шлак следующего состава, %: РеО - 42; ЗЮ2 - 34; СаО - 5; - 0,05.

Результаты экспериментов показали, что максимальное извлечение золота (95 %) достигается при соотношении концентрагуглерод - 10:1, что соотносится с результатами ранее выполненных исследований.

Эксперименты по изучению влияния ЫазО на потери меди и благородных металлов со шлаками проводились в интервале концентраций оксида нагрия - 0 - 13 %.

Содержание оксида натрия в шлаке, %

Рисунок 2 - Зависимость извлечения золота в коллектор от содержания оксида натрия в

шлаке и температуры

Анализ полученных данных (рисунок 2) показывает, что извлечение благородных металлов в коллектор постепенно растет по мере увеличения в шлаках содержания оксида натрия. Это объясняется тем, что при повышении содержания оксида нагрия температура плавления шлаковых расплавов понижается, и они становятся более текучими. В этих условиях отделение меди от шлака происходит более полно, и, как следствие, растет извлечение благородных металлов в коллектор.

Повышение температуры ведения процесса плавки также, как и повышение содержания Ыа:0, ведет к росту извлечения благородных металлов (рисунок 2) вследствие понижения вязкости шлаковых расплавов. Однако повышение температуры выше 1523 К является нерациональным, так как при данной температуре при содержании N<¡¿0 на уровне 12 % удается, избежав повышенных энергозатрат, достичь извлечения золота в коллектор на уровне 99,3 %.

Эксперименты по изучению влияния оксида кальция на потери меди и благородных металлов со шлаками проводились в интервале концентраций СаО - 5 - 20 %.

Известно, что увеличение содержания СаО в шлаках приводит к возрастанию межфазного натяжения на границе металл-шлак, вследствие чего уменьшаются механические потери меди со шлаком. В результате наблюдается рост извлечения благородных металлов в

коллектор (рисунок 3). Аналогичное влияние оказывает увеличение содержание кремнезема в шлаке (рисунок 4).

-..„..о----

—-о-—с —" ♦ »523 К

.......""„__ ................... Ч!73К

ОК23К

5 10 15 20 25

Содержание оксида калыция в шпаке, %

Рисунок 3 - Зависимость извлечения золота в коллектор от содержания оксида кальция в

шлаке и температуры

Диапазон концентраций БЮ2, позволяющий получать отвальные по ценным элементам шлаки, составляет 35 - 40 %, температура ведения процесса- 1523 К.

»а,« -;-;-;-1

я 28 зз зч *з

Содержание оксида кремния 8 шлаке, 'Л

Рисунок 4 - Зависимость извлечения золота в коллектор от содержания оксида кремния в

шлаке и температуры

В целом результаты экспериментов показывают, что получать отвальные по ценным элементам шлаки в процессе восстановительной плавки огарка удается при следующих условиях ведения процесса:

-температура ведения процесса плавки- 1523±20 К; -время плавки - 1,5 - 2 ч.;

-соотношение концентрат:восстановитель (в пересчете на углерод) составляет 10.1;

-содержание основных шлакообразукмцих компонентов, %: Иа^О - 8 -12, СаО -15 - 20 и 5/02 - 35 - 40. При данных условиях извлечение золота и серебра в коллектор составляет 99,3 и 98,5 % соответственно.

В четвертой главе представлены результаты исследований зависимости изменения вязкости и плотности шлаковой системы от содержания основных шлакообразующих компонентов.

В процессе восстановительной плавки присутствующая в обожженных золотосодержащих концентратах медь восстанавливается в шлаковом расплаве и оседает на дно реактора. Полнота разделения шлака и меда в значительной степени зависит от разности их плотностей, поэтому необходимо стремиться к повышению величины разности, что может быть достигнуто путем подбора соотношения компонентов в шлаке.

Знание плотностей необходимо для оценки скорости разделения меди, в которой концентрируются благородные металлы, и шлака, а также при расчете емкости металлургических агрегатов.

Плотности расплавов при .высоких температурах определяли методом измерения максимального давления в пузырьке газа при разных уровнях заглубления хапнлляра в шлаковые расплавы, составы которых аналогичны полученным в опытах по изучению влияния добавок СаО, N<110 и 8Ю,2 на извлечение благородных металлов в коллектор.

Установлено, что с увеличением содержания Ка£>, СаО и 5/0^ в шлаке в интервале исследуемых концентраций его плотность снижается незначительно. В среднем плотность шлаков уменьшается на 0,2 - 0,3 г/см3 с повышением температуры на каждыеЮО °С от температуры плавления шлака В результате роста разности плотностей коллектора и шлака снижаются механические потери коллектора вследствие увеличения скорости осаждения частиц меди.

Изотермы молярного объема шлака при введении в него Л'а^О и ЯОг ие обнаруживают отклонения от свойств идеального раствора (рисунки 5, 6), в то время как дня СаО наблюдается слабовьграженное положительное отклонение кривой молярного объема от правила аддитивности (рисунок 7).

о 2 4 е а ю 12 и Содержание Ма20, % (иол.)

Рисунок 5-Зависимость молярного объема расплава от содержания окиси натрия и температуры. Пунктирная линия - расчетные значения для комнатных температур

1(,0 --т-1-,-1---.-1-1--—

23,4 30,4 32,4 34,4 ЗВ,4 38,4 40,4 42,4 44,4 46,4 Содержание 5/0* % (иол.)

Рисунок 6 - Зависимость молярного объема расплава от содержания оксида кремния и температуры. Пунктирная линия - расчетные значения для комнатных температур

* 22

4 21

" 20 в

5 »

1 и

В.

я 17

* ,в

• • *

—1823 К --+--293К |

10 15 20

Содержание СаО, % (мол.)

Рисунок 7 - Зависимость молярного объема расплава от содержания окиси кальция и температуры. Пунктирная линия - расчетные значения для комнатных температур

Зависимость вязкости шлаков восстановительной плавки от содержания На^О определяли ротационным методом, основанном на законе течения жидкости, находящейся в зазоре между двумя соосными телами, причем одно из тел (ротор) вращается, а другое неподвижно. В экспериментах применяли цифровой вискозиметра фирмы ВгоокйеМ марки 0\ЧИ+, конструкция которого предусматривает использование нестандартных шпинделей.

Установлено, что снижение вязкости при повышении температуры сильнее проявляется при переходе от 1523 К к 1573 К (рисунок 8). Это связано с тем, что завершение расплавления данного шлака происходит при температурах немного больших, чем 1523 К.. В интервале 1523 -1573 К шлак приобретает перегрев после полного расплавления, что отражается в резком снижении его вязкости с 0,18 - 0,3 до 0,07 - 0,15 Па с. При повышении температуры шлака выше 1573 К происходит дальнейшее снижение вязкости, вследствие перегревания шлака, однако не в такой сильной степени, учитывая, что шлак уже полностью расплавлен.

Содержание оксида натрия, °Л ♦ 1523 К ■ 7573 К 11623 К

Рисунок 8- Зависимость изменения вязкости шлаковых расплавов от содержания Na20 при различной температуре

Таким образом, можно сделать вывод, что использование в качестве флюса оксида натрия в количестве 8 - 12 % снижает плотность, вязкость и температуру плавления шлаковых расплавов, что, в свою очередь, приводит к снижению механических потерь донной фазы и позволяет вести восстановительную плавку на медный коллектор при температурах ниже 1573 К с обеспечением высокого извлечения драгоценных металлов в коллектор.

В пятой глйве приведено описание разработанной термодинамической модели процесса восстановительной плазки обожженных медных золотосодержащих концентратов, позволяющей анализировать поведение благородных металлов в процессе плавки. Для построения математической модели был выбран широко используемый в настоящее время термодинамический подход, являющийся наиболее эффективным с точки зрения адекватности результатов практическим данным. В основу термодинамического подхода положено представление о достижении между продуктами, образующимися в процессе плавки, состояния термодинамического разновесия. Данное обстоятельство позволяет использовать для описания поведения компонентов, наряду с балансовыми уравнениями законы химической термодинамики, выражения которых записываются для равновесных условий.

Построенная модель описывает распределение золота, серебра, меди и железа между образующимися в процессе шавки конденсированными фазами - шлаком и металлическим сплавом. Заданными параметрами приняты температура (Г, К), парциальное давление кислорода (Р0г), количество и состав загружаемых материалов. Принято, что прочие, а также шла-кообразующие оксиды (CaO, S1O2, Naß) практически не участвуют в химических взаимодействиях и в процессе плавки полностью переходят в конечный шлак.

На рисунках 9 - П приведены зависимости коэффициентов распределения меди, золота и серебра между сплавом и шлаком при изменении содержания Na20, CaO и S1O2 в

шлаке соответственно. Базовый состав шлака по флюсам, относительно которого изменялся его состав был следующим, %: N0/) - 2, СаО -15, ЗЮэ - 35.

Содержание Ыа20 я шпаке, масс. %

-ЦАи) - ЦАи)_3

-ЦАз> ----ЦАд)_Э

- ЦСи) —о— ЦСи)_Э

Рисунок 9 - Зависимости коэффициентов распределения меди, золота и серебра между коллектором и шлаком при изменении содержания №ьО в шлаке

Аи, Ад

Си

160

ч

« о.

I§ £ §

•е-■е-

100

8 13 13 23

Содержание СаО в шлаке, иаес. К

•—ЦАи) — ЦАдЦЭ

-ЦАд) -ЦСи)

-ЦАи) Э - ЦСи)_Э

Рисунок 10 - Зависимости коэффициентов распределения меди, золота и серебра между коллектором и шлаком при изменении содержания СаО в шлаке

Содержание 3/02 е ишаке, масс. %

—»— ЦАи) —ь—ЦАд) -ЦАи)_Э

----ЦЛз)_Э —0— —о— ЦСи)_ Э

Рисунок 11 -Зависимости коэффициентов распределения меди, золота и серебра между коллектором и шлаком при изменении содержания 5(0} в шлаке

Сравнение экспериментальных данных с результатами расчета на модели позволяет сделать вывод об адекватности построенной модели. Характер полученных зависимостей, и их количественное выражение для экспериментальных и расчетных данных хорошо соотносятся друг с другом. Имеющие место небольшие расхождения связаны, в первую очередь, с погрешностью химического анализа и невозможностью строго оценить восстановительный потенциал в условиях тигельной плавки в камерной печи.

На основании проведенных исследований была предложена принципиальная технологическая схема переработки медных флотационных золотосодержащих концентратов Быст-ринского месторождения, методом плавки на медный коллектор (рисунок 12).

Предлагаемая технологическая схема, в отличие от традиционной технологии производства меди, позволяет эффективно перерабатывать небольшие объемы концентратов Бы-стринского месторождения непосредственно на месте. Получаемая черновая медь, в которой концентрируются благородные металлы, с учетом ее небольших количеств, направляется на дальнейшую переработку на заводы полного цикла производства меди.

С палью отработки режимов окислительного обжига «намертво» и гшавки огарка на медный коллектор в ЗАО «Приморская горнорудная компания «Восток» были проведены полупромышленные испытания, включавшие в себя изучение влияния времени и температуры обжига, количества восстановителя и состава шлака на показатели плавки. Полученные результаты позволили определить оптимальный резким проведения обжига и плавки концентратов.

Дутье

Концентрат

2 ~~~Г "" £

Окислительный обжиг |

1

Флюсы

Огарок

Отходящие газы

т

Газы

Газы

Черновая медь

I

Шлаки

На производство

Очищенные гаэь>

На заводы полного цикла _производства меди

В атмосферу

I

Изготовление шаров для _мельниц_

Рисунок 12 - Принципиальная технологическая схема переработки медных золотосодержащих концентратов Бысгринского месторождения

Обжиг концентрата проводился в трубчатой вращающейся печи непрерывного действия, плавка огарка-в опытной руднотермической печи. В качестве сырья использовались медные флотационные концентраты, полученные при обогащении медно-магнетитовых золотосодержащих руд Бысгринского месторождения Забайкальского края,

В общей сложности в ходе испытаний переработано 4 тонны концетрата, и получено 829 кг черновой меди, содержащей 796 г золота и 2747 г серебра

Результаты испытаний подтвердили правильность и эффективность выявленных в ходе экспериментальных исследований режимов окислительного обжига «намертво» и плавки на медный коллектор.

При соблюдении данного режима извлечение золота и серебра в коллектор составляет 99,2 % и 98,1 % соответственно. Помимо извлечения благородных металлов, были получены хорошие показатели по извлечению меди из концентрата. Получаемые шлаки содержали не более 0,5 % Си, что позволяет считать их отвальными.

В целом, полученные в ходе опытно-промышленных испытаний результаты позволяют сделать вывод об эффективности предложенного способа извлечения благородных металлов из сульфидных золотосодержащих медных концентратов Бысгринского месторождения и целесообразности проведения полномасштабных промышленных испытаний.

Таким образом, нами разработана технология переработки медных золотосодержащих руд с использованием меди в качестве коллектора. Данная технология применима для разра-

боткн малых месторождений, в которых добыча меди не целесообразна, а в случае золото-медных руд этот процесс эффекивен.

ОБЩИЕ ВЫВОДЫ

1. На основании аналитического обзора литературных данных установлено, что наибольшая эффективность извлечения благородных металлов из золотосодержашш концентратов с получением продуктов, пригодных для аффинажного производства, достигается при использовании пирометаллургических технологий, основанных на концентрировании благородных металлов и платинойдов в расплавленных меди и свинце (99,8 - 99,9 %) в процессе плавки на коллектор.

2. Установлены условия ведения процесса окислительного обжига-температура -1023 К, время -1 час, позволяющие полностью удалить серу для предотвращения образование штейна.

3. Исследовано влияние основных шлахообразующих компонентов -ЯОд К!а£), СаО, расхода восстановителя, а также температуры на распределение благородных металлов между конденсированными фазами в процессе восстановительной плавки обожженных золотосодержащих концентратов. На основании результатов исследований определены параметры процесса плавки: состав шлаков %: Ка/) - 8 -12, СаО -15 - 20 и ЯО^ - 35 - 40; температура--1523 -1573 К; продолжительность плавки-1,5-2ч.; соотношение концек-трагуглерод-10:1, позволяющие получать отвальные шлаки с содержанием меди 0,40,5%.

4. Установлены зависимости изменения вязкости и плотности шлаковой системы от содержания основных шлахообразующих компонентов и температуры процесса. Показано, что использование в качестве флюса оксида натрия в количестве 8 -12 % снижает плотность, вязкость и температуру плавления шлаковых расплавов, что, в свою очередь, приводит к снижению механических потерь коллектора, позволяет вести восстановительную плавку на медный коллектор при температуре 1523 -1573 К и обеспечивает высокое извлечение золота и серебра в коллектор - 99,3 и 98,5 % соответственно.

5. Предложена термодинамическая модель процесса восстановительной плавки обожженных медных золотосодержащих концентратов, позволяющая прогнозировать извлечение благородных металлов и меди в коллектор при изменении важнейших технологических параметров: состава сырья, температуры плавки, коэффициента избытка кислорода (а).

6. Разработана принципиальная технологическая схема переработки медных золотосодержащих концентратов Быстринского месторождения, методом плавки на медный коллектор, которая прошла опытно-промышленную проверку в ЗАО «Приморская горнорудная

компания «Восток». Переработано 4 тонны концентрата, и получено 829 кг черновой меди, содержащей 796 г золота и 2747 г серебра. Результаты испытаний подтвердили правильность и эффективность выявленных в ходе экспериментальных исследований условий окислительного обжига «намертво» и плавки на медный коллектор. При данных условиях извлечение золота и серебра в коллектор составляет 99,2 и 98,1 % соответственно. Получаемые ишаки содержали не более 0,5 % Си, что позволяет считать их отвальными.

Основное содержание работы отражено в публикациях:

1. Пересади С.С., Сгрижко Л.С. Влияние состава шлака и температуры плавки на распределение благородных металлов при восстановительной плавке медного золотосодержащего огарка // Цветные металлы. 2010 г., № 1, С. 45 - 49.

2. Пересади С.С., Стрижко JI.C., Стрижко B.C. Анализ влияния режимов плавки на распределение благородных металлов между шлаком и донной фазой//Цветные металлы. 2010 г., №3, С. 54-57.

3. Пересади С.С., Стрижко J1.C. Разработка технологии извлечения благородных металлов из золото-медных концентратов от обогащения медно-магнетитовых золотосодержащих скарновых руд//Сборник тезисов докладов международной научно-практической конференции «Металлургия цветных металлов. Проблемы и перспективы» г. Москва. МИСиС, 2009 г., С. 188-189.

4. Пересади С.С., Стрижко Л.С. Разработка безцианистой технологии извлечения золота при комплексной схеме освоения недр//Сборник тезисов докладов VII-я Международной конференции «Ресурсовоспроизводящие, малоотходные и природоохранные технологии освоения недр» г. Ереван, Республика Армения, 2009 г., С. 115 -116.

5. Пересади С.С., Стрияско Л.С. Разработка технологии извлечения золота из сырья с повышенным содержанием железа //Сборник тезисов докладов VIII-я Международной конференции «Ресурсовоспроизводящие, малоотходные и природоохранные технологии освоения недр» г. Таллинн, Эстонская Республика, 2009 г., С. 233 - 235.

6. Ноу-хау от21 февраля 2011 г. № 17-344-2011 ОИС «Разработкатермодинамической математической модели процесса восстановительной плавки на медный коллектор». Зарегистрировано в Депозитарии ноу-хау Отдела защиты интеллектуальной собственности НИТУ «МИСиС».

Подписано в печать:

21.03.2011

Заказ № 5181 Тираж -100 экз. Печать трафаретная. Типография «11-й ФОРМАТ» ИНН 7726330900 115230, Москва, Варшавское ш., 36 (499) 788-78-56 www.autoreferat.ru

ВВЕДЕНИЕ.:.

1 ОБЗОР ЛИТЕРАТУРНЫХ,СВЕДЕНИЙ ПО ТЕМАТИКЕ ИССЛЕДОВАНИЯ.6,

1.1 Золотосодержащие концентраты и способы их переработки.

1.1.1 Общая характеристика концентратов.б

1.1.2 Способы переработки конг\ентратов.б

1.1.2.1 Гидрометаллургические способы переработки концентратов.•.

1.1.2.2 Пирометаллургические способы переработки концентратов.

1.2 Переработка концентратов способом восстановительной коллекторной плавки.

1.2.1 Подготовка сырья к восстановительной плавке. Окислительный обжиг сульфидных концентратов.

1.2.2 Восстановительная плавка.

1.2.3 Механизмы восстановления оксидов в присутствии твердого углерода.

1.3 Потери благородных и цветных металлов со шлаками.

1.3.1 Формы потерь благородных и цветных металлов со ишаками.

1.3.2 Влияние основных шлакообразующих компонентов на физико-химические свойства шлаков и потери благородных металлов.

1.4 Зависимость плотности и вязкости шлаковых расплавов от их химеческого состава

1.5 Моделирование металлургических систем.:.

1.6 Выводы по главе 1 и постановка задачи исследований.

2 ОКИСЛИТЕЛЬНЫЙ ОБЖИГ КОНЦЕНТРАТОВ «НАМЕРТВО».

2.1 Материалы и реагенты.

2.2 Обжиг концентрата в муфельной печи.

2.2.1 Методика проведения экспериментов.

2.2.2 Результаты проведения экспериментов.

2.3 Выводы по главе 2.

3 ВОССТАНОВИТЕЛЬНАЯ ПЛАВКА ОБОЖЖЕННОГО МЕДНОГО

ЗОЛОТОСОДЕРЖАЩЕГО КОНЦЕНТРАТА.

3.1 Методика проведения экспериментов и выбор материалов.

3.2 Изучение зависимости извлечения золота от количества углерода.

3.3 Влияние состава шлака и условий восстановления на потери меди и благородных металлов.

3.3.1 Влияние содеро/сания Ыа20 в шлаках на потери меди, золота и серебра.

3.3.2 Влияние содержания СаО в шлаках на потери меди, золота и серебра.

3.3.3 Влияние содержания БЮ2 в шлаках на потери меди, золота и серебра.

3.4 Анализ микроструктуры шлаков восстановительной плавки.

3.5 Выводы по главе 3.

4 ИЗМЕРЕНИЕ ПЛОТНОСТИ И ВЯЗКОСТИ ШЛАКОВЫХ РАСПЛАВОВ СИСТЕМЫ Ре0-ЗЮ2-Са0-Ма20.

4.1 Измерение плотности.

4.1.1 Методика проведения экспериментов и выбор материалов.

4.1.2 Результаты проведения экспериментов.

4.2 Измерение вязкости.

4.2.1 Методика проведения экспериментов и выбор материалов.

4.2.2 Результаты проведения экспериментов.

4.3 выводы по главе 4.

5 АНАЛИЗ ПОВЕДЕНИЯ БЛАГОРОДНЫХ МЕТАЛЛОВ С ИСПОЛЬЗОВАНИЕМ МАТЕМАТИЧЕСКОЙ МОДЕЛИ. ВЫБОР ТЕХНОЛОГИЧЕСКОЙ СХЕМЫ ПЕРЕРАБОТКИ МЕДНЫХ ЗОЛОТОСОДЕРЖАЩИХ ФЛОТАЦИОННЫХ КОНЦЕНТРАТОВ.

5.1 Разработка математической модели процесса восстановительной плавки золотосодержащих концентратов на медный коллектор.

5.1.1 Выбор подхода к моделированию.

5.1.2 Описание термодинамической модели.

5.1.3 Методика расчета.

5.1.4 Расчет показателей плавки с использованием модели.

5.2 Разработка технологической схемы извлечен™ благородных металлов из медных золотосодержащих концентратов.

5.3 Выводы по главе 5.

Значительная часть золотого потенциала Российской Федерации находится в отдаленных районах Сибири и Дальнего Востока, и его реализация сопряжена с большими инвестиционными рисками, экологическими проблемами, что сказывается на себестоимости, достигающей порой закупочной цены Центробанка.

Россия, единственная из стран — основных производителей золота - получает более половины его из россыпей. В то же время сырьевая база россыпного золота истощена, ухудшились горно-геологические показатели, возросли издержки производства. В настоящее время прирост золотодобычи, в основном, производится, за счет мелких по запасам участков россыпных месторождений. Об этом свидетельствует структура разведанных запасов, где все большую долю за последние годы составили сначала средние, а затем мелкие месторождения.

В этих условиях одним из путей увеличения сырьевой базы золота является вовлечение в переработку комплексных золотосодержащих руд преимущественно полиметаллических и медных месторождений, примером которых является Быстринское месторождение Забайкальского края.

Из всех известных способов переработки медных золотосодержащих концентратов наиболее подходящим является пирометаллургический метод, суть которого заключается в плавке предварительно обожженных золотосодержащих концентратов на медный коллектор.

Как правило, в отечественной и зарубежной практике в качестве коллектирующих компонентов используют медь и свинец. Но, учитывая, что в концентрате Быстринского месторождения содержится медь, технологически целесообразно осуществлять плавку на медный коллектор.

Ранее уже проводились исследования по изучению процесса восстановительной плавки на медный коллектор применительно к золотосодержащим концентратам, в которых медь, используемую в качестве коллектора, по причине ее недостаточного количества в исходном сырье добавляли извне [1]. Данные исследований показали, что в процессе плавки образуется большое количество шлаков (150 — 200 % по отношению к огарку), с которыми возможны значительные потери золота и серебра. В связи с этим возникает необходимость изучения причин потерь благородных металлов со шлаками, а также влияния основных шлакообразующих компонентов (Na20, СаО, SiOi) на поведение золота и серебра в процессе плавки.

Поэтому данное исследование и разработка технологии извлечения благородных металлов из медных золотосодержащих концентратов Быстринского месторождения с применением в качестве коллектора меди, содержащейся в концентратах, является актуальной.

Для разработки технологических решений по организации процесса извлечения благородных металлов с применением восстановительной плавки на медный коллектор, требуется его всестороннее исследование и анализ с учетом конкретных задач и условий.

В связи с этим было выбрано следующее направление исследований:

-экспериментальные исследования процесса восстановительной плавки обожженных золотосодержащих концентратов на медный коллектор, по результатам которых подобраны оптимальные условия ведения процесса;

- изучение влияния состава шлака на степень извлечения меди и благородных металлов в процессе плавки на медный коллектор;

- определение влияния вязкости и плотности шлаковой системы на распределение меди и благородных металлов в процессе плавки;

- построение термодинамической математической модели процесса восстановительной плавки на медный коллектор;

-разработка экономически эффективной технологической схемы извлечения благородных металлов из сульфидных золотосодержащих концентратов методом плавки на медный коллектор, направленной на рациональное использование не только благородных металлов, но и других полезных компонентов.

Полученные в работе данные позволят обосновано и квалифицировано сформулировать принципы и требования к организации технологии переработки золотосодержащих концентратов плавкой на медный коллектор, условия ее возможного осуществления, прогнозировать важнейшие технико-экономические показатели процесса восстановительной плавки.

1 ОБЗОР ЛИТЕРАТУРНЫХ СВЕДЕНИЙ ПО ТЕМАТИКЕ ИССЛЕДОВАНИЯ

ОБЩИЕ ВЫВОДЫ

1. На основании аналитического обзора литературных данных установлено, что наиболь- . шая эффективность извлечения благородных металлов из золотосодержащих концентратов'с получением продуктов, пригодных для аффинажного производства,, достигается при, использовании пирометаллургических технологий, основанных на концентрировании, благородных металлов и платинойдов в расплавленных меди и свинце в процессе плавки, на коллектор.

2. У станов лены, условия ведения .процесса окислительного обжига - температура - 1023 К, время - 1 час, позволяющие полностью удалить серу для предотвращения образование штейна.

3. Исследовано влияние основных шлакообразующих компонентов - 570?, М^О, СаО, расхода восстановителя, а также температуры на распределение благородных металлов между конденсированными фазами в процессе восстановительной плавки обожженных золотосодержащих концентратов. На основании результатов исследований определены параметры процесса плавки: состав шлаков %: Ыа20 ~ 8 - 12, СаО - 15 - 20 и - 35 - 40; температура - 1523 - 1573 К; продолжительность плавки—1,5— 2ч.; соотношение концентрат:углерод — 10:1, позволяющие получать отвальные шлаки с содержанием меди 0,4 - 0,5 %.

4. Установлены зависимости изменения вязкости и плотности шлаковой системы от содержания основных шлакообразующих компонентов и температуры процесса. Показано, что использование в качестве флюса оксида натрия в количестве 8 — 12 % снижает плотность, вязкость и температуру плавления шлаковых расплавов' что, в свою очередь, приводит к снижению механических потерь коллектора, позволяет вести восстановительную плавку на медный коллектор при температуре 1523- 1573 К и обеспечивает высокое извлечение золота и серебра в коллектор — 99,3 и 98,5 % соответственно.

5. Предложена термодинамическая модель процесса восстановительной плавки обожженных медных золотосодержащих концентратов, позволяющая прогнозировать извлечение благородных металлов и меди в коллектор при изменении важнейших технологических параметров: состава сырья, температуры плавки, коэффициента избытка кислорода (а).

6. Разработана принципиальная технологическая схема переработки медных золотосодержащих концентратов Быстринского месторождения, методом плавки на медный коллектор, которая прошла опытно-промышленную проверку в ЗАО «Приморская горнорудная компания «Восток». Переработано 4 тонны концентрата, и получено 829 кг черновой меди, содержащей 796 г золота и 2747 г серебра. Результаты испытаний подтвердили правильность и эффективность выявленных в ходе экспериментальных исследований условий окислительного обжига «намертво» и плавки на медный коллектор. При данных условиях извлечение золота и серебра в коллектор составляет 99,2 и 98,1 % соответственно.

1. Нета Вилли Исследование и разработка технологии плавки золотосодержащих концентратов с применением медного коллектора : дисс. канд. техн. наук. Москва. 2008. 111 с.

2. Hathaway J.M. Journal of Metals. 1967. № 3. p. 66.

3. Касима Дзиро и Фунахаси Тэрусасу. Imono. Journal Japan Foundrymen's Society. 1967. №4. p. 359.

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

5. Глинков M.A. и др. Сталь. 1968. № 4. С. 313.

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

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

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

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

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

11. Минеев Г.Г., Жучков И.А. Азотно-пероксидная автоклавная технология вскрытия упорного золота в сульфидных концентратах // Известия вузов. Цветная металлургия. 2005. № 6. С. 4245.

12. Минеев Г.Г. Биометаллургия золота. М.: Металлургия. 1989. 160 с.

13. Минеев Г.Г., Баликов C.B., Панченко А.Ф. // Обогащение руд. 1994. Вып. 5. С. 69-79.

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

15. 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. 432 с.

16. Баликов C.B. Разработка и освоение пирометаллургической технологии переработки гравитационных золотосодержащих концентратов / Автореф. дис. па соиск. уч. степени канд. техн. наук. Иркутск: ИрПИ. 1991. 16 с.

17. Валиков C.B., Панченко А.Ф. Разработка и внедрение безамальгамационной технологии переработки золотосурьмяных гравитационных концентратов // Химия, технология и анализ золота и серебра / Тез. докл. 1 Всесоюз. совещ. Новосибирск. 1983. С. 168-170.

18. Валиков C.B. 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.

19. Валиков C.B., Минеев Г.Г. Проблемы комплексного использования руд: 2-й международный симпозиум (Тез. докл.). СПб. Санкт-Петербургский государственный горный институт (технический университет). 1996. С. 271-272.

20. Пат. РФ 2095441 /Валиков C.B., Бывальцев В.Я., Емельянов Ю.Е., Синакевич A.A.// Открытия. Изобретениям 1997. № 31.

21. Валиков C.B. Разработка и освоение пирометаллургической»технологии переработки гравитационных золотосодержащих концентратов: Дис. канд. техн. наук. Иркутск. 1991. 252 с.

22. Валиков C.B. Научные и практические основы пирометаллургической технологии переработки богатых золотосодержащих концентратов. Дисс. докт. техн. наук. Иркутск. 2002. 403 с.

23. Валиков C.B., Панченко А.Ф., Минеев Г.Г. // Анализ, добыча и переработка полезных ископаемых: Науч. тр. / ОАО «Иргиредмет». Иркутск. 1998. С. 398-410.

24. Валиков C.B. // Тез. докл. юбилейн. Плакс, чтений. М.: МИСиС. 2000. С. 186-187.

25. Бывальцев В.Я., Дементьев В.Е., Валиков C.B. // Колыма. 1999. № 4. С. 45-46.

26. Николаев Ю. JL, Синакевич A.A., Емельянов Ю.Е. Опыт разработки, внедрения и промышленной эксплуатации технологии бесколлекторноной руднотермической плавки золотосодержащих продуктов // Цветные металлы. 2000. № 4. С. 83-84.

27. Валиков C.B., Дементьев В.Е., Минеев Г.Г. Плавка золотосодержащих Концентратов. Иркутск. ОАО «Иргиредмед». 2002. 323 с.

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

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

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

31. Олейникова'Н.В. Экстракция золота и серебра в расплавленный свинец применительно к технологии переработки гравитационных и флотационных концентратов. Дисс. канд. техн. наук. Красноярск. 2002. 110 с.

32. Копылов Н.И., Литвинов1 В.П., Мусин Д.Ю., ГлушковА.Г. Вывод мышьяка из золото-мышьяковых концентратов Токурского месторождения//Цветные металлы. 1995. №3. С. 1722.

33. 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. с. 210.

34. Зырянов М.Н., Леонов С.Б., Хлоридная металлургия золота. М.: СП «Интермет Инжиниринг». 1997. 288 с.

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

36. Зырянов М.Н., Леонов С.Б. Хлоридная металлургия золота. М.: СП «Интермет Инжиниринг», 1997. 228 с.

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

38. Уткин Н.И. Металлургия цветных металлов. М.: Металлургия. 1985. 440 с.

39. Лапин В.В. Петрография металлургических и топливных шлаков. М.:АН СССР, 1956. 345 с.

40. Онаев И.А. Физико-Химические свойства шлаков цветной металлургии. Алма-Ата: Наука, 1972. 117 с.

41. Пыжов С.С., Уткин Н.И. Причины и формы потерь благородных металлов в шлаках аффинажных заводов // Изв. ВУЗов. Цветная металлургия. 1964. № 3. С. 48-54.

42. Пыжов С.С. Глубокое обеднение натриево-силикатных шлаков аффинажного производства. Дис. канд. техн. наук. Иркутск. 1965. 167 с.

43. Михайлов Н.И. Потери золота и серебра со шлаками шахтной свинцовой плавки // Комплексная переработка шлаков цветной металлургии. М.:1967. С. 29-36.

44. Полупромышленные испытания пирометаллургической переработки бедных цинковых осадков /Отчет о НИР/ Иргиредмет. Бавдик Н.В. Иркутск. 1977. 64 с.

45. Попков А.Н., Ванюков A.B. Изв. ВУЗов. Цветная металлургия. 1961. № 6. С. 26.

46. Toop G.W., Samis C.S. Trans, of metallurg. Soc. AIME. 1962. v. 224.

47. Лаптев Д.M., Кожеуров В.А. Изв. ВУЗов, Черная металлургия. 1961. № 12. С. 8.

48. Попель С.И., Есин O.A. Журнал прикладной химии. Т. 29. Вып. 5. 1956 г.

49. Чижиков Д.М., Дейнека С.С. Доклады АН СССР. Т. 138. Вып. 6. 1961 г.

50. Йохансен, Визе. Проблемы современной металлургии. 4. 1958 г.

51. Зильбер М.К., Щербакова З.И. Известия АН СССР. ОТН. Металлургия и топливо. № 6. 1961 г.

52. Kellogg Н.Н. Thermochemical modelling of molten sulfides // Physical Chemistry in Metallurgy, Momoville PA. 1976. P. 49-68.

53. Goel R.P., Kellogg II. H., Larrain J. Mathematical Description of the Thermodynamic Properties of-Systems Fe-0 and Fe-0-Si02 // Met. Trans. 1980. Vol. 11B. № 1. P. 107-117.

54. Chuang Y.Y., Chang Y.A Extension of the associated solution model to ternary metal-sulfur melts:Cu-Ni-S // Met. Trans. 1982. Vol. 13B. № 9. P: 379-385.

55. Hsieh K.C., Chang Y.A Thermochemical description of the ternary iron-nickel-sulfur system // Can. Met. Quart. 1987. Vol. 26. № 4. P. 311-327.

56. Kellogg H.H. Thermochemestry of nikel-matte converting // Can. Met. Quart. 1987. Vol. 26. № 4. P. 285-298.

57. Белявский M.A., Дьячков A.A., Мейерович A.C., Меретуков М.А. и др. Расчет диаграмм равновесия на ЭВМ применительно к комплексной переработке минерального сырья // Компл. ис-поль. минер, сырья. 1985. № 8. С. 23-28.

58. Сорокин M.JL, Быстрое В.П., Николаев-А-Г., Комков А.А. Потенциальные диаграммы системы Ni-Fe-S-0-Si02 // Цветные металлы. 1994. № 4. С. 22-26.

59. Сорокин M.JL, Комков А.А., Николаев А.Г. Термодинамика^ конвертирования никелевых штейнов // Цветные металлы. 1994. № 4. С. 13-18

60. Сорокин М.Л., Николаев А.Г., Быстрое В.П. Термодинамика системы Co-Fe-S // Цветные металлы. 1994. № 12. С. 17-21.

61. Bjorkman В., Eriksson G. Quantative equilibrium calculations on conventional copper smelting and converting // Can. Met. Quart. 1982. Vol. 21. P. 329-337.

62. Bustos A.A. Converter simulation at Falconbridge Limited // Extr. Metallurgy of Nickel & Cobalt. Warrendale:TMS. 1988. P. 335-354.

63. Goto S. The application of thermodynamic calculations to converter practice // Copper and Nickel Converters, Met. Soc. of AIME. 1979. P. 33-55.

64. Goto S. Equilibrium calculations between matte, slag and gaseous phases // Copper Metallurgy — Practice and Theory, Inst. Min. Met. London. 1975. P. 24-34.

65. Madelin В., Sanchez G., Rist A. Investigation and modelling of non-ferrous blast furnace of Meta-leurop // Lead-Zinc' 90, Met. Soc. AIME. 1990. P. 571-596.

66. Nagamori M., Mackey P.J. Thermodynamics of copper matte converting: Part I. Fundamentals of Noranda Process // Met. Trans. 1978. Vol. 9B. P. 255-265.

67. Shimpo R., Watanabe Y., Goto S., Ogawa O. An application of equilibrium calculations to the copper smelting operation // Advances in Sulfide Smelting. 1983. Vol. 1. P. 295-316.

68. Комков A.A., Рогачев М.Б., Быстров В.П. Прогнозирующая модель плавки сульфидного сырья в печи Ванюкова // Цветные металлы. 1994. № 1. С. 14-19.

69. Васкевич А.Д., Манцевич Н.М., Ванюков A.B. Расчет балансов автогенной плавки при равновесии между штейном, шлаком и газовой фазой // Цветные металлы. 1986. № 1. С. 15-17.

70. Сорокин M.JL, Васкевич А.Д. Равновесная модель процесса фьюмингования шлаков: Физико-химия и технология свинца. Алма-Ата: Наука. 1984. С. 190-192.

71. Багрова Т.А. Поведение меди и сопутствующих элементов в процессах автогенной плавки и пути повышения комплексности использования сырья : дисс. канд. техн. наук. М.: Гинцветмет. 1987. 124 с.

72. Chaubal P.C., Sohn H.Y., George D.B., Bailey L.K. The Mathematical Modelling of Minor Element Behaviour in Flash Smelting of Copper Concentrates and Flash Converting of Copper Mattes // Met. Trans. 1989. Vol. 20b. P. 39-51.

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

74. Стрижко JI.C. Металлургия золота и серебра. Учебное пособие для вузов. М.: МИСиС, 2001. 336 с.

75. Турктоган Е.Т. Физическая химия высокотемпературных процессов. Пер. с англ. М.Металлургия, 1985. 344 с.

76. Сорокин M.JL, Андрюшечкин H.A., Николаев А.Г. Термодинамика системы Cu-Fe // Изв. ВУЗов, Цветная металлургия. 1996. № 6.

77. Ванюков A.B., Зайцев В.Я. Теория пирометаллургических процессов. Москва: Металлургия, 1993.384 с.

78. Канторович JI.M., Рапопорт Ф.М. Заводская лаборатория, т. 17. № 5. 1951 г. 632 с.

79. Зайцев В.Я. Влияние поверхностных свойств на укрупнение штейновых частиц в шлаковых расплавах. Дисс. канд. техн. наук. Москва. 1962. 166 с.

80. Ванюков A.B., Зайцев В.Я. Шлаки и штейны цветной металлургии. Москва: Металлургия, 1969. 408 с.

81. Справочник металлурга по цветным металлам под редакцией H.H. Мурача. Т. I. 1953 г. 1156 с.

82. Диев Н.П., Падучев В.В. Труды института химии и металлургии. Вып. 3. Свердловск. 1955 г.