Бесплатный автореферат и диссертация по наукам о земле на тему

Обоснование и разработка эффективной технологии кучного выщелачивания золота на основе предварительной рудоподготовки

ВАК РФ 25.00.22, Геотехнология(подземная, открытая и строительная)

Автореферат диссертации по теме "Обоснование и разработка эффективной технологии кучного выщелачивания золота на основе предварительной рудоподготовки"

На правах рукописи

Казанов Евгений Владимирович

ОБОСНОВАНИЕ И РАЗРАБОТКА ЭФФЕКТИВНОЙ ТЕХНОЛОГИИ КУЧНОГО ВЫЩЕЛАЧИВАНИЯ ЗОЛОТА НА ОСНОВЕ ПРЕДВАРИТЕЛЬНОЙ РУДОПОДГОТОВКИ (на примере Дельмачикского месторождения)

Специальность 25.00.22 - Геотехнология подземная, открытая и строительная

АВТОРЕФЕРАТ

диссертации на соискание ученой степени кандидата технических наук

Чита 2005

Работа выполнена в Читинском государственном университете на кафедре подземной разработки месторождений полезных ископамых

Научный руководитель

доктор технических наук, профессор Лизункин Владимир Михайлович

Официальные оппоненты:

доктор технических наук, профессор Рашкин Анатолий Васильевич кандидат технических наук Смолич Константин Сергеевич

Ведущая организация

Открытое акционерное общество «Иркутский НИИ благородных и редких металлов и алмазов»

Защита диссертации состоится «29» декабря 2005 года в 14-00 часов на заседании диссертационного совета Д 212.299.01 в Читинском государственном университете по адресу: г. Чита, ул. Александро-Заводская, 30, зал заседаний Ученого совета.

Отзывы на автореферат в двух экземплярах, заверенные печатью организации просим направить по адресу: 672039. г. Чита, ул. Александро-Заводская, 30, ЧитГУ, ученому секретарю диссертационного совета. Факс (3022) 26-43-93 Е-таН:гоо1@с!^и.ги.

С диссертацией можно ознакомиться в научной библиотеке Читинского государственного университета.

Автореферат разослан « ^ & » ноября 2005 года.

Ученый секретарь диссертационного совета кандидат геолого-минералогических наук -¿У" Н.П. Котова

МШ ¿140010

3

Общая характеристика работы

Актуальность работы. В настоящее время в практике золотодобычи России наметилась тенденция к существенному увеличению добычи золота из коренных бедных, маломасштабных и т.п. месторождений способом кучного выщелачивания (КВ). При этом основными факторами, определяющими эффективность технологии КВ золотосодержащих руд, являются технологические свойства и качество минерального сырья; методы рудоподготовки и формирования штабеля, а также режимы и параметры орошения. Причем известные способы и параметры выщелачивания разработаны, как правило, к конкретным условиям месторождений.

Опыт промышленной отработки руд Дельмачикского месторождения показал целесообразность переработки данных руд технологией КВ. Однако полученные показатели извлечения (60%) существенно ниже проектных (69%). Причинами относительно невысокого извлечения является низкая фильтрация растворов из-за наличия в рудной массе глинисто-слюдистых минералов, склонных к набуханию (27 %), шламов класса-0,1 мм (10 %), уплотнения руды в штабеле при формировании его бульдозером и недостатком кислорода для протекания химической реакции, а также недостаточностью вскрытия золота из слабоокисленных крепких руд нижележащих горизонтов. При этом существенно увеличивается общее время выщелачивания (до 2 и более сезонов), снижается производительность труда и увеличивается себестоимость продукции.

Поэтому создание эффективной технологии КВ золота из крепких слабо-окисленных руд, особенно в суровых климатических условиях (Дельмачикское месторождение и ему подобные), является актуальной научно-технической задачей, решение которой позволит увеличить извлечение, уменьшить время выщелачивания, и как следствие, повысить рентабельность отработки таких месторождений.

Для повышения технико-экономических показателей (ТЭП) предложено интенсифицировать процессы КВ на основе предварительной подготовки руды с применением оптимальных параметров и режимов.

В диссертационной работе обобщены результаты исследований, проведенных автором при выполнении договора между ОАО «Забайкальский ГОК» и ЧитГУ. Исследования проводились в лабораториях Забайкальского ГОКа и ЧитГУ в течение 2000-2004 гг.

Цель работы - повышение эффективности технологии КВ золота из руд Дельмачикского месторождения на основе предварительной рудоподготовки.

Объект исследований - технология кучного выщелачивания золотосодержащих руд.

Предмет исследования. Процессы рудоподготовки и выщелачивания золотосодержащих руд с применением цианистых растворителей.

Идея работы заключается в комплексной подготовке руд к выщелачиванию путем предварительной обработки и выстаивания окомкованной руды высококонцентрированными растворами цианида натрия с последующим орошением штабеля насыщенными кислородом.раств »рвие. национальная I

БИБЛИОТЕКА |

¿"•тда

I и I I $т

Для достижения поставленной цели необходимо решить следующие основные задачи:

-оценить современное состояние вопроса повышения эффективности технологии КВ золота и обосновать перспективные способы интенсификации процесса выщелачивания из крепких, слабоокисленных, глинистых руд;

-установить закономерности извлечения золота технологией КВ в зависимости от крупности дробления руды, расхода связующего и цианида натрия на окомкование при различном количестве влаги;

-определить оптимальные параметры и режимы процесса выщелачивания золота при предварительной обработке и выстаивании окомкованной руды с использованием цианида натрия и насыщении циркулирующих растворов кислородом;

-разработать технологическую схему выщелачивания руд месторождения «Дельмачик» и оценить ее эффективность.

Методы исследований. Исследования проводились с использованием следующих методов: анализ и обобщение результатов научных работ, патентов и производственного опыта по рассматриваемым вопросам, метод планирования экспериментов, лабораторные эксперименты процесса кучногй выщелачивания, атомно-абсорбционный метод при определении содержания золота в растворе, методы математической статистики при обработке результатов экспериментальных исследований, технико-экономическое сравнение при оценке эффективности выполненных исследований.

Основные защищаемые научные положения.

1. Интенсивность процесса кучного выщелачивания глинистых, слабоокисленных, крепких золотосодержащих руд определяется крупностью их дробления и расходом связующего на окомкование.

2. Повышение извлечения золота и сокращение времени выщелачивания достигается за счет предварительной обработки и выстаивания дробленой (окомкованной) руды растворами цианида натрия высокой концентрации и орошением растворами, насыщенными кислородом.

3. Использование разработанной технологии кучного выщелачивания с оптимальными параметрами и режимами, обоснование которых базируется на установленных закономерностях процесса выщелачивания предварительно подготовленных руд, обеспечивает извлечение золота 80-84 % и сокращение продолжительности, выщелачивания в 1,5+2 раза. Обоснованность и достоверность научных положений и выводов обеспечивается корректной постановкой и решением задач исследований, анализом проектных решений и технико-экономических показателей отработки Дельма-чикского месторождения способом КВ, достаточным и представительным объемом лабораторных экспериментов, удовлетворительной сходимостью результатов теоретических и экспериментальных исследований (расхождение не более 5-10%).

Научная новизна работы состоит в следующем:

- установлены закономерности изменения скорости фильтрации раствора и извлечения золота при КВ руд месторождения «Дельмачик» в зависимости от

времени выщелачивания и расхода добавляемого в дробленую руду цемента;

- выявлены закономерности процесса КВ золота при цианидной подготовке свежед^обленой и лежалой руды и насыщением кислородом циркулирующих растворов в зависимости от времени выщелачивания, расхода цианида натрия на предварительную подготовку и крупности выщелачиваемого материала;

- определено влияние сорбции золотоцианистого комплекса дробленой рудой на извлечение металла при цианидной подготовке руды в зависимости от влажности окомкованного сырья и продолжительности выщелачивания;

- разработана математическая модель и определены оптимальные параметры и режимы процесса выщелачивания золота из окомкованных с цементом и цианидом натрия руд Дельмачикского месторождения, подготовленных предварительной обработкой и выстаиванием с растворами цианида натрия высокой концентрации;

- разработан новый способ КВ золота на основе предварительной цианидной подготовки руды (Положительное решение по заявке № 2004129546/02(032157) от 07.10.2004 г.).

Практическая ценность работы. На основе проведенных исследований разработана эффективная технологическая схема КВ золотосодержащих руд Дельмачикского месторождения и установлены ее оптимальные параметры и режимы, которые могут быть применены при выщелачивании руд с аналогичными технологическими свойствами.

Личный вклад автора заключается в: анализе и обобщении горногеологических условий применения технологии на месторождении «Дельма-чик» и результатов отечественного и мирового опыта КВ; обосновании эффективного способа рудоподготовки золотосодержащих руд Дельмачикского месторождения; постановке задач исследований; проведении, обработке и интерпретации результатов лабораторных исследований; определении оптимальных параметров и режимов процессов КВ; разработке технологической схемы КВ; экономической оценке эффективности предлагаемой технологии.

Реализаиия результатов работы. Рекомендации по технологии КВ золота из руд месторождения «Дельмачик» приняты ОАО «Забайкальский ГОК» к использованию при разработке технологических регламентов и рабочих проектов, а также применены в учебном процессе в Читинском государственном университете при подготовке горных инженеров по специализации «Геотехнологические способы разработки месторождений».

Апробация работы. Основные результаты исследований докладывались и обсуждались в 2000-2004 гг. на научно-технических конференциях Горного института ЧитГУ, на научно-технических совещаниях ОАО «Иргиредмет», ОАО «Забайкальский ГОК» и получили положительную оценку.

Публикации. По теме диссертации опубликовано 8 работ, в том числе получено положительное заключение по заявке на изобретение.

Объем и структура работы. Диссертация изложена на 125 страницах машинописного текста и состоит из введения, четырех глав, заключения, списка использованных литературных источников из 104 наименований, 2-х приложений, включает 23 таблицы и 27 рисунков.

Ниже по тексту диссертационной работы используются следующие понятия, не являющиеся стандартизированными или общепринятыми в технической литературе:

«Время выстаивания» - продолжительность выдержки окомкованной с концентрированным раствором цианида натрия и связующим (цементом) дробленой руды в штабеле перед началом орошения, иначе «экспозиция». Единица измерения - сутки.

«Влажность руды» - дополнительное увлажнение дробленой руды, смешанной с цементом, перед операцией окомкования, т.е. это та влага, которая добавляется вместе с крепким цианистым раствором помимо естественной влажности руды. Еденица измерения - % от массы руды.

Автор выражает благодарность научному руководителю зав. кафедрой ПРМПИ д.т.н., проф. В.М. Лизункину за методическою помощь при выполнении работы; зав. кафедрой обогащения ЧитГУ д.т.н., проф. В.П. Мязину за полезные замечания; к.т.н., доц. Ю.И. Рубцову за помощь в проведении лабораторных экспериментов; руководству ОАО «Забайкальский ГОК» (Г.М. Адоси-ку, И.И. КурсинЪву, В.Юдину, С.Г. Кондинскому, A.A. Борознову, С.Н. Лиха-нову и др.) за оказание помощи при'сборе первичной информации, содействии в проведении исследований на действующей на предприятии лабораторной установке; а также С.С. Гудкову, А.П. Татаринову, Ю.Л. Николаеву, Ю.Б. Ярошу за предоставление информации по современным способам выщелачивания и критические замечания, а также многим другим.

Основное содержание работы

Изученность вопроса. Опыт промышленной отработки Дельмачикского месторождения показал целесообразность переработки данных руд технологией КВ. Однако полученные технико-экономические показатели существенно ниже проектных. Анализ показал, что причинами относительно невысокого извлечения является присутствие в рудной массе глинисто-слюдистых минералов, склонных к набуханию, и шламов класса -0,1 мм, что снижает фильтрацию цианистых растворов через штабель руды и степень извлечения золота в раствор. Кроме того, снижение извлечения обусловлено уплотнением рудного материала в штабеле при формировании последнего бульдозером, что привело к фильтрации растворов в стесненных условиях. Одной из причин невысокого извлечения является недостаток кислорода, так как для орошения рудных штабелей использован классический вариант, при котором кислород внутрь штабеля заносится с воздухом, растворенным в циркулирующих оборотных растворах, что недостаточно для интенсивного протекания химической реакции. Невысокое извлечение золота также обусловлено недостаточностью вскрытия золота из крепких слабоокисленных руд нижележащих горизонтов.

Следствием всего этого стало уменьшение степени извлечения, увеличение общего времени выщелачивания и снижение производительности труда.

Фундаментальные исследования и разработки технологии выщелачивания руд выполнены в работах Аренса В.Ж., Дементьева В.Е., Калабина А.И., Лаве-рова Н.П., Лобанова Д.П., Лодейщикова В.В., Малухина Н.Г., Минеева Г.Г.,

Плаксина И.Н., Толстова Е.А., Фазлуллина М.И., Чантурия В А. и др..

Вопросам совершенствования технологии выщелачивания и повышения экологической безопасности, математического моделирования уделено большое внимание в работах: Абсалямова А.Х., Адамсона Р.Ж., Альбрехта В Г, Гудкова С.С., Дружиной В.Е., Жаркова А.П., Зайцева В.Ф., Кофмана В.Я., Ме-ретукова М.А., Мязина В.П., Овсейчука В.А., Пинигина С.А., Птицына А Б , Рашкина A.B., Рубцова Ю.И., Рысева В.П., Смолича К.С., Строганова Г.А , Су-ховерского В.Ф., Татаринова А.П., Шумиловой Л.В., Шутова А.М. и многих других.

В результате анализа перспективных способов интенсификации КВ установлено, что для руд Дельмачикского месторождения наиболее приемлемыми являются: предварительное окомкование со связующим, более мелкое дробление, использование предварительной цианидной подготовки руды, орошение штабеля насыщеными кислородом растворами. В связи с отсутствием рекомендаций по применению этих способов для условий данного месторождения были проведены лабораторные исследования процесса КВ с целью определения оптимальных режимов и параметров.

1. Интенсивность процесса кучного выщелачивания глинистых, слабоокисленных, крепких, золотосодержащих руд определяется крупностью их дробления и расходом связующего на окомкование.

Исследования проведены по общепринятой методике. Через руду, дробленую до необходимого класса крупности; загруженную в фильтрационную колонку из пластика высотой 2 м и диаметром 0,1-0,2 м, пропускали воду или цианистые растворы заданной концентрации. Поступающие продуктивные растворы анализировались на содержание золота атомно-абсорбционным методом. После завершения процесса выщелачивания полученные хвосты также анализировались на содержание золота. По окончании опыта составлялся баланс по золоту в продуктивных растворах, промывных водах и в хвостах выщелачивания.

Лабораторные исследования способа интенсификации технологии КВ золота за счет ¿комкования с цементом проводились в 2000 г. в лаборатории За-бГОКа на руде крупностью -20 мм с содержанием золота 2,3-4 г/т, добытой с верхних горизонтов карьера. Эксперименты были проведены с различным расходом цемента (без цемента, 1кг/т, Зкг/т и 5кг/т). В результате установлено, что при расходе связующего от 1 до 5 кг/т извлечение золота изменялось от 73 до 85% (рис. 1 и 2).

Из рис. 1 видно, что скорость фильтрации раствора через руду без цемента значительно меньше, чем в окомкованной руде. Причем, в первые 5 суток скорость фильтрации изменялась незначительно, затем (5-20 сут.) наблюдалось ее снижение. В интервале 20-40 суток отмечалось небольшое уменьшение скорости фильтрации раствора.

Максимальная скорость фильтрации достигается при добавке цемента из расчета 3 кг/т руды независимо от продолжительности выщелачивания. С увеличением и уменьшением расхода связующего скорость фильтрации снижается, что можно объяснить в первом случае (5кг/т) снижением проницаемости руды

из-за возрастания ее плотности. Во втором случае (1кг/т) выщелачиваемый материал имеет недостаточную прочность для связывания глины и шламов, что приводило к их высвобождению.

'Без добавки цемента

■ 1 кг/т

-3 кг/т"

5 кг/г

10 15 20 25 Время выщелачивания, сутки

Рис. 1. Динамика скорости фильтрации растворов в зависимости от расхода цемента

За время выщелачивания (40 суток) из окомкованной руды в продуктивный раствор извлеклось 79-85 % золота, без добавки цемента - 73 %.

Динамика роста извлечения золота из окомкованной руды свидетельствует об интенсификации процесса КВ (рис. 2). Максимальный рост извлечения, а также высокие концентрации золота в растворе зафиксированы на первой стадии выщелачивания (5-е - 10-е сутки) как при добавке цемента, так и без него. Это можно объяснить растворением всего легко доступного металла. Затем за счет лучшей проницаемости окомкованной руды наблюдалось более высокое извлечение золота, чем без связующего. Причем максимальное извлечение наблюдается при 3 кг/т, меньше при 5 кг/т, минимальное имеет место при 1 кг/т.

■Б« добавки цемента

-5 кг/г

0 5 10 15 20 25 30 35 40 45 Продолжительность выщелачивания, сутки

Рис. 2. Динамика кучного выщелачивания, в зависимости от расхода цемента

При исследовании процесса выщелачивания слабоокисленных, крепких руд фактическое извлечение золота не превышало 60 %. Было отмечено, что на

кусках руды отсутствовали чистые поверхности скола. На внешний вид это были куски, механически экранированные с поверхности плотным слоем шламовых классов, влияние которых на процесс выщелачивания не было выяснено. Попытки увеличения расхода цианида натрия (1,05 кг/т, 1,17 кг/т, 1,91 кг/т) не привели к значительному увеличению извлечения золота (54,2%), а только интенсифицировали процесс в первые 10-15 суток 'рис. 3).

70

*

* 60

1 50

г.

л 40

л 30

£

г 20

г

5 10

5

0

1 1 Ё.

" VI—"П Ь-!Т|

д

-----

1,05 кг/т 1,17 кг/т 1,91 кг/т

?0 30 40 50

Продолжительность выщелачивания, сутки

60

70

Рис. 3. Динамика КВ золота из руды крупностью -20 мм, в зависимости от расхода цианида натрия

Полученные результаты можно объяснить тем, что с глубиной степень окисленности руд снижается, уменьшается содержание полезного компонента и увеличивается крепость руды, В этой связи были проведены эксперименты по выщелачиванию руды крупностью -10 мм и -5 мм. Окомкование руды проводили с расходом цемента 3 кг/т руды и 8-12% воды. Концентрация цианида натрия в циркулирующих растворах, направляемых на орошение руды, изменялась от 1 до 2 г/л при расходе последнего 1 кг/т. Продолжительность выщелачивания составляла не менее 60 суток. График зависимости степени извлечения золо?а от крупности руды и времени показан на рис. 4.

100 90 80 70 60 50 40 30 20 10 0

------ . ------ ▲_______

8*

—---

А крупность-10 ММ ш крупность -5 мм

10 20 30 40 50 60

Продолжительность выщелачивании, сутки

70

Рис. 4. Динамика КВ золота из руды крупностью -5 мм и -10 мм

Максимальная степень извлечения (78%) получена при выщелачивании руды класса -10 мм. Из руды, дробленой до -5 мм при остальных одинаковых условиях, степень извлечения золота оказалась ниже (66,1%), что можно объяснить внутри диффузионным торможением реагента шламовой пленкой на ее поверхности, а также сорбцией золотоцианистого комплекса на рудном материале. Однако интенсивность выщелачивания осталась на уровне, достигнутом в 2000 г. в лабораторных условиях.

2. Повышение извлечения золота и сокращение времени выщелачивания достигается за счет предварительной обработки и выстаивания дробленой (окомкованной) руды растворами цианида натрия высокой концентрации и орошением растворами, насыщенными кислородом.

В процессе проведения экспериментов было обращено внимание на то, что руда, подготовленная к выщелачиванию, и выстоявшая порядка 1,5-2 месяцев в весенне-летнее время отличается от руды, которая выщелачивалась не позднее 12 суток со времени ее добычи, включая транспортировку и рудоподготовку -имеет видимые поверхности скола для всех классов крупности. В связи с этим руду условно разделили на два вида: «лежалую» и «свежедробленую» и провели эксперименты по выщелачиванию в одинаковых условиях.

После выщелачивания (30 суток) значительная часть поверхности свежедробленой руды покрывалась тонким слоем охры и шламовой фракцией.

Экспериментально установлено, что при скоростном режиме выщелачивания (10-15 суток) обнаженные участки рудной поверхности не успевают покрыться плотной пленкой из шламовой фракции. В результате улучшается как доставка реагентов к металлу, так и отвод продуктов реакции, то есть увеличивается скорость растворения золота.

Отсюда следует, что для интенсификации КВ с целью сокращения времени выщелачивания и увеличения извлечения золота цианид натрия лучше вводить при дроблении или на стадии окомкования руды, так как он сразу начинает реагировать с золотом. Контролируя влажность руды, и вводя соответствующее количество цианида натрия в раствор, используемый для окомкования, можно добиться высокой концентрации реагента во влаге руды, следовательно, высокой скорости растворения золота. Выстаивание руды, окомкованной с цианидом натрия, желательно довести до стадии, когда основная масса золота прореагирует и перейдет в золотоцианистый комплекс до начала орошения штабеля В последнем случае выщелачивание золота из руды сводится фактически к вымыванию золотоцианистого комплекса из штабеля, что также сократит общий цикл переработки. Кроме того, скорость растворения оставшегося золота можно повысить за счет увеличения количества кислорода в растворителе.

Для оценки процесса предварительной рудоподготовки растворами цианида натрия высокой концентрации были проведёны опыты по выщелачиванию «свежедробленой» и «лежалой» руды крупностью -20 и -10 мм. При окомкова-нии руды увлажнение производили раствором цианида натрия с расходом 0,5 кг/т. Объем раствора приготавливался из расчета получения влажности руды 8-12 %. Окомкованный материал засыпали в колонку и выстаивали в течение 4-8 суток. Во влаге окомкованной руды создавалась концентрация цианида на-

и

трия 8-22 г/л, то есть во много раз превышающая концентрацию цианида натрия при классической технологии КВ (1 г/л).

Выщелачивание предварительно подготовленной руды осуществляли в «поршневом» режиме орошения при насыщении циркулирующих растворов кислородом до концентрации 33+38 мг/л. Опыты прекращали при достижении удельного извлечения золота порядка 1 мг/т.

Характер выщелачивания золота из предварительно подготовленной с растворами цианида натрия высокой концентрации, «лежалой» и свежедробленой рудой с расходом реагента 0,5 кг/т показан на рис. 5, из которого видно, что извлечение золота из свежедробленой руды крупностью -20 мм больше (38 %) чем из «лежалой» (24,9 %). При этом дробление руды до класса -10 мм повышает степень извлечения золота более чем на 10 % как при выщелачивании «лежалого», так и свежедробленого материала. Однако извлечение золота из свежедробленой руды через 25 суток составило - 55,7%, а из «лежалой» -48,2% В целом наиболее интенсивное выщелачивание при такой технологии наблюдалось в первые 8-12 суток.

70

-* -> <—ж-

—"-А— + -н

Ж ♦ ♦ ► ♦ ♦

Г ♦ г *

♦ ):----

■ свежедробленая руда -20 м м

♦ лежалая руда -20 м м

Ж свежедробленая руда-10 мм

+ лежалая руда -10 мм

5 10 15 20 25 30 Продолжительность выщелачивания, сутки

35

Рис. 5. Динамика кучного выщелачивания золота из свежедробленой и лежалой руды крупностью -10 и -20 мм, при расходе цианида натрия 0,5 кг/т и продолжительности выстаивания 8 суток

В связи с относительно низким извлечением золота из руды крупностью -10 мм (при расходе цианида натрия 0,5 кг/т) были поставлены опыты по выщелачиванию металла из свежедробленой руды с расходом цианида натрия на предварительную подготовку 0,75 и 1,0 кг/т. Для сравнения приведены данные по выщелачиванию золота из свежедробленой руды в атмосфере воздуха без предварительной цианидной подготовки (рис. 6).

Из графика видно, что повышение расхода цианида натрия на предварительную рудоподготовку с 0,5 до 1,0 кг/т увеличивает извлечение золота на 20-25%. При этом извлечение на уровне 78% достигнуто за относительно короткий период выщелачивания (24 сут.), что практически в 2 раза меньше продолжительности выщелачивания руды при классической технологии КВ.

100 90

1 1—. и.

!

У1 7 — —- —-

г / 1 у ... _.

/ г

/

( »

расход цианида натрия 1,0 кг/т, выщелачивание без предварительной рудоподготовки расход цианида натрия 0,5 кг/т, выстаивание 8 суток

расход цианида натрия 0,75 кг/т, выстаивание 4 суток

расход цианида натрия 1,0 кг/т, выстаивание 4 суток

- расход цианида натрия 1,0 кг/г

0 5 10 15 20 25 30 35 40 45 50 55 60 Продолжительность выщелачивания, сутки

Рис. 6. Динамика кучного выщелачивания золота из свежедробленой руды крупностью -10 мм, при различном расходе цианида натрия на предварительную рудоподготовку

Дальнейшее повышение извлечения золота может быть осуществлено за счет уменьшения возможного влияния сорбции золотоцианистого комплекса на дробленой руде, данных по которой в литературе не обнаружено. Исследование процесса сорбции золотоцианистого комплекса на руде крупностью -3,75 и -1 мм были проведены путем просачивания 0,2 л раствора с концентрацией золота 5 мг/л через колонку с 0,5 кг дробленой или измельченной руды.

Купель даы-3,75 мм Щ^ппстъ дды-1 ми

3 4 5 Чело цвдоо ороцеия

Рис. 7. Сорбция золотоцианистого. комплекса из растворов с концентрацией золота 5мг/л в зависимости от циклов орошения

Опыты продолжались в течение 10 суток. Количество золота, сорбированное рудой, определяли с учетом количества металла внесенного в колонку циркулирующими растворами. Результаты исследований приведены на графике (рис. 7) и подтверждают наличие процесса сорбции золотоцианистого комплекса на руде, которая зависит от крупности материала, числа циклов орошения и содержания золота в продуктивных растворах. Причем потери золота от сорбции могут достигать 10% и более.

При предварительной обработке и выстаивании руды с растворами цианида натрия высокой концентрации имеет место этот же процесс, обусловленный появлением высоких концентраций золотоцианистого комплекса во влаге руды. В этой связи были проведены исследования по установлению влияния влажности руды крупностью -10 мм на динамику выщелачивания при окомковании с постоянным расходом цианида натрия (1кг/т) и временем выстаивания 6 суток (рис. 8).

100 90 * 80

!70 я

? «о

I 40

1 30

2

£ 20

10

о л---------

0 2 4 6 8 10 12 14 16 18 Продолжительность выщелачивания, сутки

Рис. 8. Динамика кучного выщелачивания золота из «свежедробленой» руды, в зависимости от влажности окомкованного сырья

Анализ полученных результатов показал, что при окомковании руды с влажностью 10-12% концентрация цианида натрия во влаге окомкованного рудного материала составила 8-10 г/л, а извлечение золота достигло 60-70% При влажности 3-4% концентрация цианида натрия во влаге рудного материала достигала 20-23 г/л. При этом в продуктивных растворах зафиксирована невысокая концентрация золота, т.к. золотоцианистый комплекс сорбировался рудным материалом. В результате извлечение металла уменьшилось более чем на 10%.

При влажности руды 6-^8 % концентрация цианида натрия во влаге составила 14-17 г/л. При выщелачивании руды, окомкованной с такой влажностью, достигли наибольшего извлечения золота в продуктивные растворы - 84,2 %. Максимальная концентрация полезного компонента в растворах составила 20,8 мг/л.

-н '--'

"Т/ г? -------< ---- ---- ---- - — ______

♦ Влажность руды 4 % ■ Влажность руды 6 %

3. Использование разработанной технологии кучного выщелачивания с оптимальными параметрами и режимами, обоснование которых базируется на установленных закономерностях процесса выщелачивания предварительно подготовленных руд, обеспечивает извлечение золота 80-84 % и сокращение продолжительности выщелачивания в 1,5+2 раза.

Для оптимизации параметров КБ золота из руд месторождения «Дельма-чик» использовано ротатабельное центрально-композиционное планирование, которое позволяет по результатам экспериментальных исследований описать полиномом второй степени почти стационарную область изучаемого процесса в виде известной экспоненциальной зависимости:

У=100(1-е'р), (1)

где Р - параметр, определяющий извлечение и зависящий от исследуемых факторов.

Все построения проводятся в стандартизированных переменных х. Р моделируется полным квадратичным полиномом от х(:

Р=ао+а1х1+а2Х2+азХз+а4Х4+а5Х5+а6Х1*+а7Х22+а8Хз2+а9Х42+а1оХ52+апХ1Х2+

+апх1хз+а1зх1х4+а14х1х5+а15х2хз+а16х1х4+а17х2х^-а18хзх4+а19хзх5+ 820X4X5 (2)

На основе ранее проведенных экспериментов на руде месторождения «Дельмачик» были выбраны основные технологически-значимые исследуемые факторы и определены интервалы их варьирования, которые приведены в табл. 1. По матрице планирования на пяти факторах проведено 32 лабораторных эксперимента по выщелачиванию руды

Таблица 1

Факторы и интервалы варьирования_

Интервалы варьирования

Факторы варьирования Кодированные значения

-2 _ -1 0 +1 +2

Натуральные значения

XI-расход ЫвСИ, кг/т 1 1,25 1,5 1,75 2

х2-крупность руды, мм -5 -7,5 -10 -12,5 -15

хз-расход связующего, кг/т 1 2 3 4 5

хгвлажность руды, % 4 6 8 10 12

хз-время выстаивания руды, сутки 2 4 6 8 10

Рассчитанные коэффициенты регрессии математической модели представлены в табл. 2.

Оценка значимости полученных коэффициентов проведена по критерию Стьюдента, а проверка адекватности модели - по критерию Фишера. Установлено, что модель адекватно описывает воспроизводимый процесс.

На основе анализа математической модели и решения уравнения регрессии второго порядка (1) определены следующие оптимальные значения исследуемых параметров: расход цианида натрия - 1,6 кг/т; крупность дробления - -9 мм; расход связующего - 3 кг/т; влажность руды перед окомкованием - 8%; время выстаивания штабеля - не менее 5 суток

Таблица 2

Коэффициенты регрессии математической модели _

ао 1,5349

31 0,04124 XI Зц 0,0219 Х|Х2

аг -0,0948 х: 312 -0,0088 ■ Х1Х3

аз 0,0335 Хз 313 0,0139 Х1Х4

0,03185 Х4 314 -0,0186 х(х5

35 0,04995 Х5 315 0,0355 Х2Х3

а« -0,0383 X,' 316 -0,03 Х2Х4

37 -0,0886 х/ 317 -0,0046 Х2Х5

ag -0,10658 хз' 318 0,00592 Х3Х4

а? -0,111 Х41 а19 0,01011 Х3Х5

аю 0,0161 Х5" 320 0,02136 ■ Х4Х5

На основе полученных результатов разработана технологическая схема КВ из руд месторождения «Дельмачик» (рис. 9), которая позволяет за счет дробления руды до крупности -10 мм, окомковэния и предварительной подготовки ее с цианидом натрия, формирования штабеля системой конвейеров и насыщения кислородом циркулирующих растворов увеличить извлечение золота в раствор до 80-84 %, сократить в 1,5-2 раза время выщелачивания.

Рис. 9. Технологическая схема КВ золота из руд Дельмачикского месторождения: 1 - бункер питатель с колосниковым грохотом; 2 - бункер для цемента и щековой дозатор; 3 - щековая дробилка типа СМД-110А; 4 - конусная дробилка типа КСД - 1750, 5 -ленточный питатель типа ПЛ - 72; 6 - инерционный грохот типа ГИТ - 51 (с выходом -25 мм); 7 - конусная дробилка типа КМД - 1200; 8 - инерционный грохот типа ГИТ - 51 (с выходом -10 мм); 9 - емкость с раствором цианида натрия; 10 - барабанный окомкователь ОБ-11 х2,8, 11 - магистральный конвейер типа ТК - 25; 12 - промежуточные секционные конвейера типа ТК - 24, 13 - стакер типа WESTEC; 14 - рудный штабель на стадии формирования, 15 - насыщенный кислородом раствор.

Укрупненными расчетами установлено, что для внедрения разработанной технологической схемы КВ на месторождении «Дельмачик» потребуются капитальные вложения в размере 27807 тыс. рублей. Однако использование разработанной схемы на Дельмачикском месторождении даст дополнительную чистую прибыль в размере 6614,15 тыс. руб. в год (44,0943 р/т), при сроке окупаемости капитальных вложений - 3,6 года и рентабельности данного мероприятия - 28,07 %.

По результатам укрупненных технико-экономических расчетов видно, что разработанная технологическая схема экономически целесообразна и может быть внедрена на золотодобывающих предприятиях с аналогичными горногеологическими и горнотехническими условиями.

Заключение

Диссертационной работе предлагается новое решение актуальной задачи создания эффективной технологии КВ глинистых, слабоокисленных, крепких руд на основе предварительной рудоподготовки, использование которой повышает основные показатели эксплуатации месторождений и расширяет минерально-сырьевую базу золотодобывающей отрасли.

Основные научные и практические результаты заключаются в следующем.

1. Выполненный анализ отечественной и зарубежной практики и научных исследований в области КВ золота показал, что основными факторами, определяющими эффективность технологии КВ золотосодержащих руд, являются: физико-химические свойства руды; присутствие кислорода; способы рудоподготовки и формирования рудного штабеля, обеспечивающие проницаемость рудной массы.

2. Выявлены особенности горно-геологических условий Дельмачикского месторождения и установлены основные причины невысокого извлечения золота (проектные - 69%, фактические - 60%): присутствие глинисто-слюдистых минералов, склонных к набуханию (27%) и шламов класса'-0,1 мм, увеличение крепости руды с глубиной (/=14+16), недостаточное вскрытие золота из слабоокисленных руд.

3 В результате анализа различных способов интенсификации КВ применительно к условиям Дельмачикского' месторождения установлено, что наиболее приемлемыми способами являются: окомкование руды с цементом, увеличение расхода цианида натрия, уменьшение размера выщелачиваемого куска, предварительная цианидная подготовка руды, орошение насыщеными кислородом циркулирующими растворами.

4 Установлены закономерности процесса КВ при окомковании руды с цементом. Выявлено, что скорость фильтрации и извлечение золота в раствор существенно зависят от времени и расхода цемента. Окомкование позволяет увеличить скорость фильтрации от 2,4+0,94 до 2,4+1,42 м/час, а также извлечение золота в раствор с 72 до 85 %.

5 Выявлены закономерности процесса выщелачивания руды крупностью -20 мм в зависимости от расхода цианида натрия и времени. Увеличение расхода

цианида натрия до 1 кг/т интенсифицирует процесс выщелачивания только в первые 10-15 суток. Причем степень извлечения золота в раствор из руды крупностью -20 мм, добытой с глубины 20+30 м, существенно ниже (54,2%), чем из руды с верхних горизонтов (72%). Поэтому выщелачивание руды крупностью -20 мм не эффективно.

6. Установлены закономерности процесса КВ в зависимости от крупности дробления и времени выщелачивания. Выявлено, что мелкое дробление руды позволяет достичь извлечения золота в раствор на уровне 78% за период выщелачивания более 60 суток при общем расходе цианида натрия 1 кг/т.

7. Предложено с целью интенсификации процесса КВ вводить цианид натрия при дроблении или в процессе окомкования руды. При этом руду, окомкован-ную с раствором цианида натрия, необходимо выстаивать в течение 4н-8 суток, что позволяет после начала орошения достичь извлечения золота в раствор на уровне 55 % за период выщелачивания менее 25 суток при общем расходе цианида натрия 0,5 кг/т. Причем повышение расхода цианида натрия на предварительную подготовку руды с 0,5 до 1 кг/т увеличивает извлечение золота с 55% до 78% за тот же промежуток времени.

8. Выявлено, что на стадии предварительной обработки и выстаивания дробленой и окомкованной с цианидом натрия руды имеет место сорбция золото-цианистого комплекса на выщелачиваемом материале. Установлены зависимости извлечения золота в раствор от количества влаги в окомкованном сырье и времени. Причем изменение количества влаги от 3-4 до 6-8% позволяет повысить извлечение золота в раствор с 49 до 84%. Дальнейшее увеличение количества влаги (10-12%) ведет к снижению извлечения (70%).

9. На основе ротатабельного центрально-композиционного планирования проведены лабораторные исследования, разработана математическая модель процесса КВ в виде полинома второй степени и определены оптимальные значения исследуемых параметров: расход цианида натрия на рудоподготовку - 1,6 кг/т; крупность дробления - -9 мм; расход связующего - 3 кг/т; влажность руды перед окомкованием - 8%; время выстаивания штабеля - не менее 5 суток.

10.Разработана технологическая схема КВ золота, которая предусматривает (на стадии полупромышленных испытаний) дробление руды до крупности -8--10 мм, цианидную подготовку руды с расходом реагента 1,5-1,75 кг/т, цемента -2,5-3,5 кг/т, влажностью руды - 7-9%, временем выстаивания в штабеле - не менее 5 суток. При этом формирование «кучи» производится системой конвейеров, а ее орошение осуществляется насыщеными кислородом растворами с концентрацией 33+38 мг/л.

11 .Предлагаемая технология КВ принята для использования ОАО «ЗабГОК» с ожидаемой экономической эффективностью 44,0943 р./т. и получением дополнительной чистой прибыли в размере 6614,15 тыс. руб./год. При этом срок окупаемости капитальных вложений составит 3,6 года, а рентабельность данного мероприятия - 28,07 %.

Основные результаты выполненных автором диссертации исследований опубликованы в следующих работах: 1. Кучное выщелачивание - реальный прорыв в технологию золотодобычи в

Забайкалье. //Материалы третьей научно-технической конференции Горного института: Тез. докл. -Чита, 2000. -часть II. -С.114 (в соавторстве с P.A. Рюмкиным).

2. Проблемы выщелачивания руд Забайкалья. //Материалы третьей научно-технической конференции Горного института: Тез. докл. -Чита, 2000. -часть II. -С.75 (в соавторстве с В.М. Лизункиным, P.A. Рюмкиным).

3. Подготовка штабеля руды для кучного выщелачивания. //Материалы третьей научно-технической конференции Горного института: Тез. докл. -Чита, 2000. -часть И. -С.117 (в соавторстве с P.A. Рюмкиным).

4. Обоснование эффективного способа и параметров рудоподготовки для кучного выщелачивания глинистых золотосодержащих руд месторождения «Дельмачик». //Материалы межрегиональной научно-технической конференции посвященной 40 - летию ЗабНИИ: Тез. докл. -Чита, 2001. -С. 290292 (в соавторстве с Г.М. Адосиком, В.М. Лизункиным).

5 Интенсификация цианидного выщелачивания из дробленых руд месторождения «Дельмачик». // Материалы V научно-практической конференции, посвященной 30-летию Горного института. Вестник ЧитГУ №36. -Чита, 2004. -С. 270-277 (в соавторстве с Ю.И. Рубцовым).

6. Исследование возможности кучного выщелачивания золота из руды месторождения «Дельмачик» с использованием «поршневого» режима орошения. // Материалы V научно-практической конференции, посвященной 30-летию Горного института. Вестник ЧитГУ №36. -Чита, 2004. -С. 277-285 (в соавторстве с Н.Р. Колеговой, A.A. Мамуль, Ю.И. Рубцовым).

7. Интенсификация кучного выщелачивания руды месторождения Дельмачик. -Улан-Удэ: БНЦ СО РАН, - 2004. -27 с. (Препринт, Байкальский институт природопользования СО РАН), (в соавторстве с А.Н. Гуляшиновым, Ю.И. Рубцовым, Г.И. Хантургаевой).

8. Положительное решение по заявке 2004129546/02(032157). Способ кучного цианидного выщелачивания золота: заявл. 07.10.2004 г. (в соавторстве с В.М. Лизункиным, П.М. Павловым, Ю.И. Рубцовым).

Лицензия ЛР №020525 от 02.06.1997

Подписано в печать 2Ъ. М 05~ формат 60x84/16

Усл. печ. л. 1 Тираж 100 экз. Заказ № 172

Читинский государственный университет 672039, г. Чита, ул. Александро-Заводская, 30

РИК ЧитГУ

№24805

РНБ Русский фонд

2006-4 25304

i

'У

Содержание диссертации, кандидата технических наук, Казанов, Евгений Владимирович

ВВЕДЕНИЕ.

ГЛАВА I. СОСТОЯНИЕ ВОПРОСА. ЦЕЛЬ И ЗАДАЧИ ИССЛЕДОВАНИЙ.

1.1. ОСНОВНЫЕ ФАКТОРЫ, ОПРЕДЕЛЯЮЩИЕ ЭФФЕКТИВНОСТЬ ТЕХНОЛОГИИ КУЧНОГО ВЫЩЕЛАЧИВАНИЯ ЗОЛОТОСОДЕРЖАЩИХ РУД.

1.2. ОСОБЕННОСТИ МЕСТОРОЖДЕНИЯ «ДЕЛЬМАЧИК» И ПОКАЗАТЕЛИ КУЧНОГО ВЫЩЕЛАЧИВАНИЯ.

1.3. АНАЛИЗ И ОБОСНОВАНИЕ ПЕРСПЕКТИВНЫХ СПОСОБОВ

ИНТЕНСИФИКАЦИИ КУЧНОГО ВЫЩЕЛАЧИВАНИЯ ЗОЛОТОСОДЕРЖАЩИХ РУД

1.4. ЦЕЛЬ И ЗАДАЧИ ИССЛЕДОВАНИЙ.

ГЛАВА 2. ЭКСПЕРИМЕНТАЛЬНЫЕ ИССЛЕДОВАНИЯ СПОСОБОВ ИНТЕНСИФИКАЦИИ ТЕХНОЛОГИИ КУЧНОГО ВЫЩЕЛАЧИВАНИЯ ЗОЛОТОСОДЕРЖАЩИХ РУД.

2.1. М Е'ГОДИКА ИССЛЕДОВАНИЙ.

2.2. ИССЛЕДОВАНИЯ СПОСОБА ИНТЕНСИФИКАЦИИ ПРОЦЕССА КУЧНОГО ВЫЩЕЛАЧИВАНИЯ ЗОЛОТА ОКОМ КОВАНИЕМ.

2.3. ИССЛЕДОВАНИЕ ВЛИЯНИЯ РАСХОДА ЦИАНИДА НАТРИЯ НА ИНТЕНСИВНОСТЬ ВЫЩЕЛАЧИВАНИЯ ЗОЛОТА ИЗ РУДЫ.

2.4. ОБОСНОВАНИЕ РАЦИОНАЛЬНОЙ КРУПНОСТИ ДРОБЛЕНИЯ ВЫЩЕЛАЧИВАЕМОЙ РУДЫ

2.5. ИНТЕНСИФИКАЦИЯ ПРОЦЕССА КУЧНОГО ВЫЩЕЛАЧИВАНИЯ ЗОЛОТА ПРЕДВАРИТЕЛЬНОЙ ОБРАБОТКОЙ И ВЫСТАИВАНИЕМ РУДЫ С РАСТВОРАМИ ЦИАНИДА НАТРИЯ ВЫСОКОЙ КОНЦЕНТРАЦИИ И НАСЫЩЕНИЕМ ЦИРКУЛИРУЮЩИХ РАСТВОРОВ КИСЛОРОДОМ.'.

2.6. ИССЛЕДОВАНИЕ ВЛИЯНИЯ СОРБЦИИ ЗОЛОТОЦИАНИСТОГО КОМПЛЕКСА ДРОБЛЕНОЙ РУДОЙ НА ИЗВЛЕЧЕНИЕ МЕТАЛЛА ПРИ ЦИАНИДНОЙ ПОДГОТОВКЕ РУДЫ.

2.7. ВЫВОДЫ.

ГЛАВА 3. ОПТИМИЗАЦИЯ ПАРАМЕТРОВ КУЧНОГО ВЫЩЕЛАЧИВАНИЯ РУДЫ МЕСТОРОЖДЕНИЯ «ДЕЛЬМАЧИК» С ИСПОЛЬЗОВАНИЕМ МАТЕМАТИЧЕСКОГО ПЛАНИРОВАНИЯ ЭКСПЕРИМЕНТА.

3.1. ВЫБОР ОПТИМИЗИРУЕМЫХ ПАРАМЕТРОВ.'.

3.2. РАСЧЕТ МАТРИЦЫ ПЛАНИРОВАНИЯ.

3.3. ОПТИМИЗАЦИЯ ПАРАМЕТРОВ КУЧНОГО ВЫЩЕЛАЧИВАНИЯ.

3.4. ВЫВОДЫ.

ГЛАВА 4. РАЗРАБОТКА И ТЕХНИКО-ЭКОНОМИЧЕСКАЯ ОЦЕНКА ТЕХНОЛОГИЧЕСКОЙ СХЕМЫ КУЧНОГО ВЫЩЕЛАЧИВАНИЯ РУДЫ МЕСТОРОЖДЕНИЯ «ДЕЛЬМАЧИК».

4.1. ОСНОВНЫЕ ТРЕБОВАНИЯ К ТЕХНОЛОГИЧЕСКОЙ СХЕМЕ.

4.2. ТЕХНОЛОГИЧЕСКАЯ СХЕМА КУЧНОГО ВЫЩЕЛАЧИВАНИЯ.

4.3. ТЕХНИКО-ЭКОНОМИЧЕСКАЯ ОЦЕНКА РАЗРАБОТАННОЙ

ТЕХНОЛОГИЧЕСКОЙ СХЕМЫ КУЧНОГО ВЫЩЕЛАЧИВАНИЯ.

4.4. ВЫВОДЫ.

Введение Диссертация по наукам о земле, на тему "Обоснование и разработка эффективной технологии кучного выщелачивания золота на основе предварительной рудоподготовки"

Актуальность работы. В настоящее время в практике золотодобычи России наметилась тенденция к существенному увеличению добычи золота из коренных бедных, маломасштабных и т.п. месторождений способом кучного выщелачивания (KB). При этом основными факторами, определяющими эффективность технологии KB золотосодержащих руд, являются технологические свойства и качество минерального сырья; методы рудоподготовки и формирования штабеля, а также режимы и параметры орошения. Причем известные способы и параметры выщелачивания разработаны, как правило, к конкретным условиям месторождений. Опыт промышленной отработки руд Дельмачикского месторождения показал целесообразность переработки данных руд технологией КВ. Однако полученные показатели извлечения (60%) существенно ниже проектных (69%). Причинами относительно невысокого извлечения является низкая фильтрация растворов из-за наличия в рудной массе глинисто-слюдистых минералов, склонных к набуханию (27 %), шламов класса-0,1 мм (10 %), уплотнения руды в штабеле при формировании его бульдозером и недостатком кислорода для протекания химической реакции, а также недостаточностью вскрытия золота из слабоокисленных крепких руд нижележащих горизонтов. При этом существенно увеличивается общее время выщелачивания (до 2 и более сезонов), снижается производительность труда и увеличивается себестоимость продукции.

Поэтому создание эффективной технологии KB золота из крепких слабо-окисленных руд, особенно в суровых климатических условиях (Дельмачикское месторождение и ему подобные), является актуальной научно-технической задачей, решение которой позволит увеличить извлечение, уменьшить время выщелачивания, и как следствие, повысить рентабельность отработки таких месторождений.

Для повышения технико-экономических показателей (ТЭГ1) предложено интенсифицировать процессы KB на основе предварительной подготовки руды с применением оптимальных параметров и режимов.

В диссертационной работе обобщены результаты исследований, проведенных автором при выполнении договора между ОАО «Забайкальский ГОК» и ЧитГУ. Исследования проводились в лабораториях Забайкальского ГОКа и ЧитГУ в течение 2000-2004 гг.

Цель работы - повышение эффективности технологии KB золота из руд Дел ьмач икс кого месторождения на основе предварительной рудоподготовки.

Объект исследований — технология кучного выщелачивания золотосодержащих руд.

Предмет исследования. Процессы рудоподготовки и выщелачивания золотосодержащих руд с применением цианистых растворителей.

Идея работы заключается в комплексной подготовке руд к выщелачиванию путем предварительной обработки и выстаивания окомкованной руды высококонцентрированными растворами цианида натрия с последующим орошением штабеля насыщенными кислородом растворами.

Для достижения поставленной цели необходимо решить следующие основные задачи:

-оценить современное состояние вопроса повышения эффективности технологии KB золота и обосновать перспективные способы интенсификации процесса выщелачивания из крепких, слабоокисленных, глинистых руд;

-установить закономерности извлечения золота технологией KB в зависимости от крупности дробления руды, расхода связующего и цианида натрия на окомкованне при различном количестве влаги;

-определить оптимальные параметры и режимы процесса выщелачивания золота при предварительной обработке и выстаивании окомкованной руды с использованием цианида натрия и насыщении циркулирующих растворов кислородом;

-разработать технологическую схему выщелачивания руд месторождения «Дельмачик» и оцепить ее эффективность.

Методы исследований. Исследования проводились с использованием еледующих методов: анализ и обобщение результатов научных работ, патентов п производственного опыта по рассматриваемым вопросам, метод планирования экспериментов, лабораторные эксперименты процесса кучного выщелачивания, атомпо-абсорбщюнный метод при определении содержания золота в растворе, методы математической статистики при обработке результатов экспериментальных исследований, технико-экономическое сравнение при оценке эффективности выполненных исследований.

Основные защищаемые научные положения.

1. Интенсивность процесса кучного выщелачивания глинистых, слабоокисленных, крепких золотосодержащих руд определяется крупностью их дробления и расходом связующего на окомкование.

2. Повышение извлечения золота и сокращение времени выщелачивания достигается за счет предварительной обработки и выстаивания дробленой (окомкованной) руды растворами цианида натрия высокой концентрации и орошением растворами, насыщенными кислородом.

3. Использование разработанной технологии кучного выщелачивания с оптимальными параметрами и режимами, обоснование которых базируется на установленных закономерностях процесса выщелачивания предварительно подготовленных руд, обеспечивает извлечение золота 8(Н84 % и сокращение продолжительности выщелачивания в 1,5-^-2 раза.

Обоснованность и достоверность научных положений и выводов обеспечивается корректной постановкой и решением задач исследований, анализом проектных решений и технико-экономических показателей отработки Дельма-чикского месторождения способом KB, достаточным и представительным объемом лабораторных . экспериментов, удовлетворительной сходимостью результатов теоретических и экспериментальных исследований (расхождение не более 5-10 %).

Научная повита работы состоит в следующем:

- установлены закономерности изменения скорости фильтрации раствора и извлечения золота мри KB руд месторождения «Дельмачик» в зависимости от времени выщелачивания и расхода добавляемого в дробленую руду цемента;

- выявлены закономерности процесса KB золота при цианидной подготовке свежедробленой и лежалой руды и насыщением кислородом циркулирующих растворов в зависимости от времени выщелачивания, расхода цианида натрия па предварительную подготовку и крупности выщелачиваемого материала;

- определено влияние сорбции золотоцианистого комплекса дробленой рудой на извлечение металла при цианидной подготовке руды в зависимости от влажности окомковапного сырья и продолжительности выщелачивания;

- разработана математическая модель и определены оптимальные параметры и режимы процесса выщелачивания золота из окомкованных с цементом и цианидом натрия руд Дельмачикского месторождения, подготовленных предварительной обработкой и выстаиванием с растворами цианида натрия высокой концентрации;

- разработан новый способ KB золота на основе предварительной цианидной подготовки руды (Положительное решение ФИПС по заявке № 2004129546/02(032157) от 07.10.2004 г.).

Практическая ценность работы. На основе проведенных исследований разработана эффективная технологическая схема KB золотосодержащих руд Дельмачикского месторождения и установлены ее оптимальные параметры и режимы, которые могут быть применены при выщелачивании аналогичных руд.

Личный вклад автора заключается в: анализе и обобщении горногеологических условий применения технологии на месторождении «Дельмачик» и результатов отечественного и мирового опыта KB; обосновании эффективного способа рудо подготовки золотосодержащих руд Дельмачикского месторождения; постановке задач исследований; проведении, обработке и интерпретации результатов лабораторных исследований; определении оптимальных параметров и режимов процессов KB; разработке технологической схемы KB; экономической оценке эффективности предлагаемой технологии.

Реализация результатов работы. Рекомендации по технологии KB золота из руд месторождения «Дельмачик» приня ты ОАО «Забайкальский. ГОК» к использованию при разработке технологических регламентов и рабочих проектов, а также применены в учебном процессе в Читинском государственном университете при подготовке горных инженеров по специализации «Геотехнологические способы разработки месторождений».

Апробация работы. Основные результаты исследований,докладывались и обсуждались в 2000-2004 гг. на научно-технических конференциях Горного института ЧитГУ, на научно-технических совещаниях ОАО «Иргиредмет», ОАО «Забайкальский ГОК» и получили положительную оценку.

Публикации. По теме диссертации опубликовано 8 работ, в том числе получено положительное заключение по заявке на изобретение.

Объем и структура работы. Диссертация изложена на 125 страницах машинописного текста и состоит из введения, четырех глав, заключения, списка использованных литературных источников из 104 наименований, приложений, включает 23 таблицы и 26 рисунков.

Заключение Диссертация по теме "Геотехнология(подземная, открытая и строительная)", Казанов, Евгений Владимирович

Основные результаты выполненных автором диссертации исследований опубликованы в следующих работах:

1. Кучное выщелачивание — реальный прорыв в технологию золотодобычи в Забайкалье. //Материалы третьей научно-технической конференции Горного института: Тез. докл. -Чита, 2000. -часть II. -С.114 (в соавторстве с Р.А. Рюмкиным).

2. Проблемы выщелачивания руд Забайкалья. //Материалы третьей научно-технической конференции Горного института: Тез. докл. -Чита, 2000. — часть II. -С.75 (в соавторстве с В.М. Лизункиным, Р.А. Рюмкиным).

3. Подготовка штабеля руды для кучного выщелачивания. //Материалы третьей научно-технической конференции Горного института: Тез. докл. -Чита, 2000. -часть II. -С.117 (в соавторстве с Р.А. Рюмкиным).

4. Обоснование эффективного способа и параметров рудоподготовки для кучного выщелачивания глинистых золотосодержащих руд месторождения «Дельмачик». //Материалы межрегиональной научно-технической конференции посвященной 40 - летию ЗабНИИ: Тез. докл. —Чита, 2001. -С. 290292 (в соавторстве с Г.М. Адосиком, В.М. Лизункиным).

5. Интенсификация цианидного выщелачивания из дробленых руд месторождения «Дельмачик». // Материалы V научно-практической конференции, посвященной 30-летию Горного института. Вестник ЧитГУ №36. -Чита, 2004. -С. 270-277 (в соавторстве с Ю.И. Рубцовым).

6. Исследование возможности кучного выщелачивания золота из руды месторождения «Дельмачик» с использованием «поршневого» режима орошения. // Материалы V научно-практической конференции, посвященной 30-летию Горного института. Вестник ЧитГУ №36. —Чита, 2004. -С. 277-285 (в соавторстве с Н.Р. Колеговой, А.А. Мамуль, Ю.И. Рубцовым).

7. Интенсификация кучного выщелачивания руды месторождения Дельмачик. —Улан-Удэ: БНЦ СО РАН, - 2004. -27 с. (Препринт, Байкальский институт природопользования СО РАН), (в соавторстве с А.И. Гуляшиновым, Ю.И. Рубцовым, Г.И. Хантургаевой).

8. Положительное решение ФИГ1С по заявке 2004129546/02(032157). Способ кучного цианидного выщелачивания золота: заявл. 07.10.2004 г. (в соавторстве с В.М. Лизункиным, П.М. Павловым, Ю.И. Рубцовым).

Заключение

В диссертационной работе решена актуальная задача создания эффективной технологии KB глинистых, слабоокисленных, крепких руд на основе предварительной рудоподготовкп, использование которой повышает основные показатели эксплуатации месторождений и расширяет минерально-сырьевую базу золотодобывающей отрасли.

Основные научные и практические результаты заключаются в следующем.

1. Выполненный анализ отечественной и зарубежной практики и научных исследований в области KB золота показал, что основными факторами, определяющими эффективность технологии KB золотосодержащих руд являются: физико-химические свойства руды; присутствие кислорода; способы рудопод-готовки и формирования рудного штабеля, обеспечивающие проницаемость рудной массы.

2. Выявлены особенности горно-геологических условий Дельмачикского месторождения и установлены основные причины невысокого извлечения золота (проектные - 69%, фактические - 60%): присутствие глинисто-слюдистых минералов, склонных к набуханию (27%) и шламов класса -0,1 мм, увеличение крепости руды с глубиной (/=144-16), недостаточное вскрытие золота из слабоокисленных руд.

3. В результате анализа различных способов интенсификации KB применительно к условиям Дельмачикского месторождения установлено, что наиболее приемлемыми способами являются: окомкование руды с цементом, увеличение расхода цианида натрия, уменьшение размера выщелачиваемого куска, предварительная цианидная подготовка руды, орошение насыщеными кислородом циркулирующими растворами.

4. Установлены закономерности процесса KB при окомковании руды с цементом. Выявлено, что скорость фильтрации и извлечение золота в раствор существенно зависят от времени и расхода цемента. Окомкование позволяет увеличить скорость фильтрации от 2,4-^0,94 до 2,4-И ,42 м/час, а также извлечение золота в раствор с 72 до 85 %.

5. Выявлены закономерности процесса выщелачивания руды крупностью -20 мм в зависимости от расхода цианида натрия и времени. Увеличение расхода цианида натрия до 1 кг/т интенсифицирует процесс выщелачивания только в первые 10-15 суток. Причем степень извлечения золота в раствор из руды крупностью -20 мм, добытой с глубины 20^-30 м, существенно ниже (54,2%), чем из руды с верхних горизонтов (72%). Поэтому выщелачивание руды крупностью -20 мм не эффективно.

6. Установлены закономерности процесса KB в зависимости от крупности дробления и времени выщелачивания. Выявлено, что мелкое дробление руды позволяет достичь извлечения золота в раствор на уровне 78% за период выщелачивания более 60 суток при общем расходе цианида натрия 1 кг/т.

7. Предложено с целью интенсификации процесса KB вводить цианид натрия при дроблении или в процессе окомкования руды. При этом руду, окомкован-ную с раствором цианида натрия, необходимо выстаивать в течение 4ч-8 суток, что позволяет после начала орошения достичь извлечения золота в раствор на уровне 55 % за период выщелачивания менее 25 суток при общем расходе цианида натрия 0,5 кг/т. Причем повышение расхода цианида натрия на предварительную подготовку руды с 0,5 до I кг/т увеличивает извлечение золота с 55% до 78% за тот же промежуток времени.

8. Выявлено, что на стадии предварительной обработки и выстаивания дробленой и окомкованной с цианидом натрия руды имеет место сорбция золото-цианистого комплекса на выщелачиваемом материале. Установлены зависимости извлечения золота в раствор от количества влаги в окомкованном сырье и времени. Причем изменение количества влаги от 3-^4 до 6-^-8% позволяет повысить извлечение золота в раствор с 49 до 84%. Дальнейшее увеличение количества влаги (10-И2%) ведет к снижению извлечения (70%).

9. На основе ротатабельного центрально-композиционного планирования проведены лабораторные исследования, разработана математическая модель процесса KB в виде полинома второй степени и определены оптимальные значения исследуемых параметров: расход цианида натрия на рудо под готовку — 1,6 кг/т; крупность дробления —9 мм; расход связующего — 3 кг/т; влажность руды перед окомкованием — 8%; время выстаивания штабеля — не менее 5 суток.

10.Разработана технологическая схема KB золота, которая предусматривает (на стадии полупромышленных испытаний) дробление руды до крупности -8-М0 мм, цианидную подготовку руды с расходом реагента 1,5-И ,75 кг/т, цемента — 2,5+3,5 кг/т, влажностью руды - 7+9%, временем выстаивания в штабеле — не менее 5 суток. При этом формирование «кучи» производится системой конвейеров, а ее орошение осуществляется насыщеными кислородом растворами с концентрацией 33+38 мг/л.

11.Предлагаемая технология KB принята для использования ОАО «ЗабГОК» с ожидаемой экономической эффективностью 44,0943 р./т. и получением дополнительной чистой прибыли в размере 6614,15 тыс. руб./год. При этом срок окупаемости капитальных вложений составит 3,6 года, а рентабельность данного мероприятия - 28,07 %.

Библиография Диссертация по наукам о земле, кандидата технических наук, Казанов, Евгений Владимирович, Чита

1. Арсис В.Ж., Черняк А.С. Химико-экономические проблемы выщелачивания // Горный журнал.- 1994,- № 12.- С. 5-7.

2. Чантурия В.А., Седельникова Г.В. Развитие золотодобычи и технологии обогащения золотосодержащих руд и россыпей //Горный журнал. 1998. -№5.-С.4-9.

3. Кучное выщелачивание благородных металлов / Под ред. М.И. Фазлуллина. М.: Издательство Академии горных наук, 2001. — 647 с.

4. Introduction to Evaluation, Design and Operation of Precious Metal Heap Leaching Projects // Society of Mining Engineers Inc.- Littleton, Colorado. 1988. — VII. -372 p.

5. Королев Н.И., Владимиров P.C., Стефанович В.В. Методические рекомендации по выбору месторождений золотых руд, пригодных для отработки способом кучного выщелачивания. / Под ред. Г.В. Седельниковой М: ЦНИГРИ.- 1989.-41 с.

6. Рысев В.П., Садыков Р.Х., Фазлуллин М.И. Опыт кучного выщелачивания золота // Горный журнал. 1994. - № 12. - С.8-10.

7. Минеев Г.Г., Леонов С.Б. Кучное выщелачивание золотосодержащих руд. -Иркутск: ИрГТУ. 1997. - 99с.

8. Кучное и подземное выщелачивание металлов/ Под ред. С.Н.Волощука.-М.: Недра.-1982.-111с.

9. Технологический регламент для разработки рабочего проекта промышленной установки кучного выщелачивания золота из руды Центрального штокверка месторождения «Дельмачик» / Иргиредмет, Рук. Г.А. Строганов.-Иркутск: ОАО "Иргиредмет". - 1995.-111 с.

10. Рабочий проект по добыче и переработке руды золоторудного месторождения «Дельмачик»: Общая пояснительная записка/ СИБГИПРОЗОЛОТО; Рук. В.И. Реймер. -№ 1476; Арх. № СП821. Новосибирск, 1996.-Т. I.

11. Экспертное заключение на материалы представленные ОАО «ЗабГОК» по золоторудному месторождению «Дельмачик» для получения кредита / ВНИИХТ, ГЕОТЭП; Рук. М.А. Фазлуллин. -М.: 1998. -10 с.

12. Фазлуллин М.И., Мачинский А.А., Смирнова Р.Н. и др. Опыт кучного выщелачивания золота на месторождении Дельмачик // Цветные металлы. -2002.-№8.-С. 41-45.

13. Новые способы извлечения металлов / Под ред. М. Дж. Колли. М.: Металлургия.- 1987.

14. Г1атент № 4256706, США. 1981.

15. Строганов Г.А., Минеев Г.Г., Винокуров В.П. Рудоподготовка и организация кучного выщелачивания рудного сырья // Цв. металлы.-1979.-№ П.- С.98-101.

16. Ргас. Int. Symp. Gold Met.,Winniped, Aug.23-26 1987. Vol. 1. Proc. Met. Soc. Can.Inst. Mining and Met.-Ncw York etc.-1987.-P.77-78.

17. Меретуков M.A., Орлов A.M. Металлургия благородных металлов (зарубежный опыт).- М.: Металлургия.- 1990.-416 с.21/Гелегина Л.Е. Новые направления извлечения благородных металлов на зарубежных фабриках // Цв. металлургия.- 1984.- N 4.-С. 93-99.

18. Г1ахтанов В.Д., Черных С.И. Кучное выщелачивание золотосодержащих руд /УЦв. металлургия.- 1997. №5-6.- С.26-44.

19. Воробьев А.Е, Чекушина Т.В. Классификация штабелей кучного выщелачивания металлов // Горный журнал. 1997,-№ 3.-С.36-42.

20. Строганов Г.А., Шутов A.M. Критерии оценки пригодности минерального сырья для переработки методом кучного выщелачивания- //Цв. металлы. -1996.-№7.-С. 4-6.

21. Суховерский В.Ф., Ашимбаев А.А. Особенности формирования штабеля наклонными слоями // Новые методы открытой разработки месторождений Киргизии.- Фрунзе.- 1974.

22. Дементьев В.Е., Дружина Г.Я., Гудков С.С. Кучное выщелачивание золота и серебра.-Иркутск: ОАО «Иргиредмет».-2004.-352 с.

23. Мязин В.П., Зайцев Р.В., Анастасов В.В., Литвиненко В.Г., Зайцев К.В. Применение технологии кучного выщелачивания на бедных золоторудных месторождениях Читинской области / Чита: ЧитГТУ, - 1999.- 106 с.

24. Дружина Г.Я., Строганов Г.А., Зырянов М.Н. Кучное выщелачивание золота из предварительно окомкованных руд // Цв. мет. 1997. - № 9. - С. 17-19.

25. Изыскание и технологическая оценка методов окомкования илистых руд с ' целью интенсификации кучного выщелачивания благородных металлов: Отчет о НИР (заключ.) /Иргиредмет.-Рук. Г.А. Строганов.-Иркутск.-1986.-72 с.

26. Чантурия В.А., Седельникова Г.В. Развитие золотодобычи и технологии обогащения золотосодержащих руд и россыпей // Горн. ж. 1998. - № 5. -С. 4-9.

27. Дементьев В.В., Замятин О.В., Кравчик В.К. Опыт применения современных технологий на российских золотодобывающих предприятиях // Драг, металлы. Драг, камни. 2003. -№2(110).- С. 50-53.

28. Лисовский Г.Д., Лобанов Д.П., Назаркин В.П. и др.; Под ред. Волощука С.Н. Кучное и подземное выщелачивание металлов. М.: Недра, 1982.— 113 с.

29. Бережной Н.Н., Губин Г.В., Дрожилов Л.А. Окомкование тонкоизмельчен-ных концентратов железных руд.-М.: Недра, 1971.-176 с.

30. Ломтадзе В.Д. Физико-механические свойства горных пород. Методы лабораторных исследований. — Л.: Недра, 1990. — 328 с.

31. Пат.645231, Австралия Реф.журн. Металургия. 1995. реф 8Г 232 П

32. Воробьев А.Е., Чекушина Т.В. // Горный журнал. 1997. № 3. С. 36-42.

33. Разработка типового комплекса оборудования для кучного выщелачивания золота производительностью 150 и 500 тысяч тонн руды в год: Отчет о НИР ( заключ.) / ЦНИГРИ.- М.- 1995.-51 с.

34. Методы кучного и подземного выщелачивания драгоценных металлов. Тематический сборник. М.: ЦСИС. - 1994. — 44 с.

35. Строганов Г.Л., Цыкунова Г.В. Укрупненные исследования кучного выщелачивания золота из предварительно окомкованных руд. // Цв. металлы.-1992.-№6. -С. 68-70.

36. Пат.2122592, РФ, МКИ С22 В 11/00. Заявл. 26.08.97; опубл.27.11.98, Бюл. №33

37. Дементьев В.Е., Дружина Г.Я., Татаринов Л.П., Гудков С.С. Интенсификация процесса кучного выщелачивания золота// Цветные металлы. —1999. -№ 8.-е. 26-30

38. Лизункин В.М., Казанов Е.В., Рюмкин Р.А. Проблемы выщелачивания руд Забайкалья. // Третья научно-технической конференции Горного института. -Чита, 2000. -часть II. -с.75.

39. Ю.А. Котляр. М.А. Меретуков'. Металлургия благородных металлов. Учебное пособие. М. АСМИ. 2002, С.118-124.

40. Заявка РФ № 99101666/03 (001385) от 22.01.99. Рубцов Ю.И., Краснов А.В., Краснов С.А. Ульданов 10.Ю. Зонтов П.Б. Способ и устройство для выщелачивания богатых золотосодержащих концентратов.

41. Заявка № 200330399/02 (032628) от 14.10.03. Рубцов Ю.И., Павлов ГШ. Способ кучного выщелачивания золота.

42. Патент РФ 20086686 от 07.06.95. Рубцов Ю.И., Спирин Э.К., Сафронов В.И., Воронов Е.Т., Рубцова О.П. Способ кучного выщелачивания золотаиз руд, хвостов и концентратов. Опублик. в НИ № 22 , 1997. 5 с.

43. Рубцов Ю.И., Рубцова О.П. Экологические аспекты кучного выщелачивании золота цианидным способом. D с, в сб. «Драгоценные металлы и камни» (Проблемы добычи и извлечения золота из руд, песков и вторичного сырья), АО «Иргиредмет», Иркутск: 1997, С. 85-94.

44. Заявка № 2004129546/02 (032157) от 07.10.2004. Казанов Е.В., Рубцов Ю.И., Павлов П.М., Лизункин В.М. Способ кучного цианидиого выщелачивания золота.

45. Заявка №> 2004100572/02 (000174) от 05.01.04. Рубцов Ю.И., Павлов П.М. Способ цианидного выщелачивания золота в штабелях руды.

46. Вязелыциков В.П., Парицкий З.Н. Справочник по обработке золотосодержащих руд и россыпей. Под ред. проф. М.Д. Ивановского: Гос. научно-техническое издательство литературы по черной и цветной металлургии.-1964. С. 410-416.

47. Хабиров В.В., Забельский В.К., Воробьев А.Е. Прогрессивные технологии добычи и переработки золотосодержащего сырья. М.: Недра.-1994.- 270с.

48. Агошков М.И., Никаноров В.И. Технико-экономическая оценка извлечения полезных ископаемых из недр. М.: Недра, 1974. — 240 с. •

49. Казанов Е.В!, Рубцов Ю.И., Гуляшинов А.Н., Хантургаева Г.И. Интенсификация кучного выщелачивания руды месторождения Дельмачик. //Препринт. -1И1Ц СО РАН. -Улан-Удэ, 2004.

50. Казанов Е.В., Рубцов 10.И. Интенсификация цианидного выщелачивания из дробленых руд месторождения «Дельмачик». // Материалы V научно-практической конференции, посвященной 30-летию Горного института. Вести и к ЧитГУ №36. -Чита, 2004. -С. 270-277.

51. Л.С. Зинкевич, Е.В. Казанов, В.М. Лизупкин Опыт применения электрического разряда в жидкости в технике и горном деле. // Материалы V научно-практической конференции, посвященной 30-летию Горного института. Вестник ЧитГУ №36. -Чита, 2004. -С. 208-213.

52. Минеев Г.Г., Черняк A.C., Строганов Г.А. и др. Перспективы освоения забалансового золотосодержащего сырья. / Колыма. 1975. - № 2. - С. 28-33.

53. Строганов Г.А., Дружина Г.Я., Шутов A.M. Использование кучного и чанового выщелачивания для извлечения золота из убогих и забалансовых руд // Пути повышения извлечения золота из руд и песков: Научн. тр. / Иргиредмет. Иркутск, 198 L- С. 125-130.

54. Дементьев В.Е., Татаринов А.П., Гудков С.С. Перспективы извлечения золота методом кучного выщелачивания в холодных климатических регионах // Колыма. 2000.-№ 3. - С. 33-35.

55. Вохомский С.С. Опыт проектирования объектов для кучного выщелачивания золотосодержащих руд // Биотехнология и выщелачивание золота из золотосодержащих руд: Материалы междуиар. симп. (8-10 окт. 1997 г., г. Красноярск). — Красноярск, 1997. С. 40-43.

56. Адышев В.М. Опыт применения кучного выщелачивания в республике Хакасия // Минер, ресурсы России. Экономика и упр. 1999. - № 5. - С. 34-37.

57. Дементьев f5.fi., Татаринов Л.П., Гудков С.С. и др. Перспективы извлечения золота методом кучного выщелачивания в холодных климатических регионах // Страницы золотопромышленника: Http://www//Irnet.ru/gold/Texnolog/ Kucha/Kiicha.htm.

58. Строганов Г.А., Цыкунова Г.В. Связующие вещества для окомкования глинистых золотосодержащих руд // Перспективы применения гео- и биотехнологии для извлечения золота из нетрадиционного сырья: Сб. научн. тр. / Иргиредмет. — Иркутск, 1988. — С. 25-31.

59. McClelland G.E. Agglomerated and unagglomerated heap leaching behavior is compared in production heap //Mining Engineering. — 1986. Vol. 38, № 7. P. 500-503.

60. Дементьев В.Е., Татаринов А.П., Гудков С.С. Основные аспекты технологии кучного выщелачивания золотосодержащего сырья // Горн. журп. -2001. -№5. С 56-58.

61. Петров В.Ф., Петров С.В., Мурашов Н.М. Экологическая оценка установок кучного выщелачивания золота // Горн. ж. — 2001. № 5. — С. 56-58.

62. Минеев Г.Г., Панченко А.Ф. Растворители золота и серебра в гидрометаллургии. // М.: Металлургия, 1994. 240 с.

63. Черняк А.С. Процессы растворения: выщелачивание, экстракция. Иркутск: Изд-во Иркут. гос. ун-та, 1998. - 407 с.

64. Лерман Б.Д., Габдуллип Т.Г., Абсалямов Х.К. и др. Развитие горных работ в карьере ЕЗасильковского ГОКа // Горн. ж. 2001. - № 11. - С. 71-73.

65. Абсалямов Х.К., Оразалина К.Н. Практика кучного выщелачивания золотосодержащих руд в Казахстане // Золото Сибири: геология, геохимия, технология, экономика: Тр. Второго Междунар. Симп. (4-6 дек. 2001 г., г. Красноярск). Красноярск, 2001. - С. 102-104.

66. ОАО МНПО «Полиметалл» // Драг, металлы. Драг, камни. -2001. № 9(93). -С. 155-160.

67. Butwell J.W. Heap leaching of fine agglomerated tailing at Asamera's Gooseberry Mine // Mining Engineering. 1990. - Vol. 42, № 12. - P. 1327.

68. PoIlizotti D.M., Robertson J.J. Polymeric Agglomeration agents for the Gold Mining Industry. Vancouver, British Columbia, 1992, - P. 223-228.

69. Седельникова Г.В. Последние мировые достижения в технологии переработки золотосодержащего сырья // Драг, металл ы. Драг, камни. -2003. № 4(112).-С. 83-90.

70. McClelland G.E. Heap leaching and agglomeration: heap leaching practice in the United States // Gold 100: Proc. of the Intern. Conf. on Gold. 1986. - Vol. 2: Extractive Metallurgy of Gold.

71. Спиваковский A.O., Потапов М.Г.,. Приседский Г.В. Карьерный конвейерный транспорт// М.: Недра, 1979. 264 с.

72. Дробильно-измельчительное, классифицирующее и обогатительное оборудование: Справочник-каталог / Комитет РФ по металлургии, АО «Ин-т «Ме-ханобр». СПб, 1994. - 109 с.

73. Леонов С.Б., Минеев Г.Г., Жучков И.А. Гидрометаллургия: Учебник для вузов. // Иркутск: Изд-во ИрГТУ, 2000. — Ч.Г1: Выделение металлов из растворов и вопросы экологии. - 492 с.

74. Минеев Г.Г., Пунишко О.А., Попова НЛО. и др. Эффективность кучного выщелачивания золотосодержащих руд и перспективы его внедрения в отечественную практику // Изв. вузов. Цв. металлургия. 1995. - № 3. - С. 3639.

75. Дружина Г.Я., Татарииов Л.П., Гудков С.С., Ращенко Л.Ф., Григорьев С.Г. Опыт освоения технологии кучного выщелачивания -благородных металлов // Цв. металлы 2003. - №5. - С 37-40.

76. Дружина Г.Я., Гудков С.С., Татаринов А.П. Состояние и перспективы освоения технологии кучного выщелачивания благородных металлов // Золотодобыча: Информ.-реклам. бюл. / ОАО «Иргиредмет» август 2003. - №57. -С 8-10.

77. Оптимизация эксперимента в химии и химической технологии: Учеб. пособие для химико-технологических вузов. — М.: Высш. школа, 1978. — 319 с.

78. Толстов Е.А. Физико-химические геотехнологии освоения месторождений урана и золота в Кызылкумском регионе. М.: Издательство Московского государственного горного университета, 1999.-314 с.