Рудоподготовка для кучного выщелачивания при обогащении тонкозернистого золотосодержащего сырья с использованием йод-иодидной системы

Пинигин, Сергей Александрович

Бесплатный автореферат и диссертация по наукам о земле на тему
Рудоподготовка для кучного выщелачивания при обогащении тонкозернистого золотосодержащего сырья с использованием йод-иодидной системы
ВАК РФ 25.00.13, Обогащение полезных ископаемых

Автореферат диссертации по теме "Рудоподготовка для кучного выщелачивания при обогащении тонкозернистого золотосодержащего сырья с использованием йод-иодидной системы"

Пинигин Сергей Александрович

РУДОПОДГОТОВКА ДЛЯ КУЧНОГО ВЫЩЕЛАЧИВАНИЯ ПРИ ОБОГАЩЕНИИ ТОНКОЗЕРНИСТОГО ЗОЛОТОСОДЕРЖАЩЕГО СЫРЬЯ С ИСПОЛЬЗОВАНИЕМ ЙОД - ИОДИДНОЙ СИСТЕМЫ

Специальность-25.00.13 - обогащение полезных ископаемых

АВТОРЕФЕРАТ

диссертации на соискание ученой степени кандидата технических наук

Чита-2004

Работа выполнена в Читинском государственном университете (ЧитГУ) и Забайкальском комплексном научно-исследовательском институте (ФГУП ЗабНИИ)

Научный руководитель

доктор технических наук, профессор Фатьянов Альберт Васильевич

Официальные оппоненты:

доктор технических наук, профессор Карасев Константин Иванович

кандидат технических наук, доцент Смолич Константин Сергеевич

Ведущая организация

Институт природных ресурсов, экологии и криологии

СО РАН (ИПРЭК), г. Чита

Защита диссертации состоится 26 ноября 2004 г. в 14 часов на заседании диссертационного совета Д 212.299.01 при Читинском государственном университете по адресу: г. Чита, ул. Александро -Заводская, 30, в зале заседаний ученого совета.

С диссертацией можно ознакомиться в научной библиотеке ЧитГУ.

Отзывы на реферат в двух экземплярах, заверенные печатью учреждения, просим высылать по адресу: г. Чита, ул. Александро-Заводская, 30, ЧитГУ, факс (3022) 26 - 14 - 59,26 - 43 - 93 e-mail: rootf@techuniv.chita.ru. ученому секретарю совета Н.П. Котовой.

Автореферат разослан октября 2004 г.

Ученый секретарь диссертационного совета, кандидат геолого-минералогических наук.

ОБЩАЯ ХАРАКТЕРИСТИКА РАБОТЫ

Актуальность работы. Снижение качества минерально-сырьевой базы золотодобывающей отрасли, связанное с истощением запасов богатых и легкообогатимых руд, постоянный рост в последнее годы тарифов на энергоресурсы и транспортные услуги, привели к тому, что использование традиционных технологий извлечения золота из руд и золотосодержащих продуктов зачастую становится нерентабельным.

Разработка и внедрение в золотодобывающую промышленность эффективных и малозатратных технологий, к одной из которых относится технология кучного выщелачивания, позволяет расширить минерально-сырьевую базу золота, за счет переработки низкосортного сырья (бедных и забалансовых руд, руд кор выветривания, отвалов и лежалых хвостов золотоизвлекательных фабрик), и осуществить их рентабельную переработку.

Одним из направлений совершенствования кучного выщелачивания является снижение крупности (до минус 3-5мм и меньше) перерабатываемого материала, что позволяет интенсифицировать процесс извлечения золота, однако руды (лежалые хвосты), содержащие избыточное количество глин или шламистых фракций, образованных дроблением, вызывают затруднения, связанные с фильтрацией растворителя (снижение скорости просачивания растворителя, образование каналов в рудной массе, не выщелачиваемых зон в куче), а также с ее формированием. Данные проблемы снимаются при агломерации шламистых и глинистых руд. Основная цель агломерирования руд для кучного выщелачивания - получить пористый материал, который будет устойчив и в период складирования, и в период выщелачивания. Существенное влияние на прочность и проницаемость окатышей оказывают различные химические и поверхностно-активные добавки, которые позволяют управлять процессами гидратационного струк-турообразования.

Исследования по поиску различных связующих в комбинации с поверхностно- активными добавками продолжают оставаться актуальными, так как введение в шихту, подготовленную для окомкования, поверхностно- активных добавок позволяет улучшить качество получаемых окатышей и, в конечном итоге, повысить извлечение благородных металлов при сокращении продолжительности выщелачивания; использование в качестве поверхностно-активных добавок природных соединений, в частности гуми-новых кислот, позволяет снизить затраты связанные с применением дефицитных и дорогостоящих синтетических препаратов, а замена цианистого раствора высокоэффективным и менее токсичным растворителем золота повышает экологическую безопасность процесса и снижает затраты на природоохранные мероприятия.

Основная научная идея работы. Интенсификация процесса кучного выщелачивания труднообогатимого золотосодержащего сырья за счет использования в процессе рудоподготовки поверхностно-активных веществ природного происхождения. Выбор и замена цианистого растворителя малотоксичным галоидным растворителем, позволяющим сократить продолжительность выщелачивания в 3 - 6 раз.

Цель работы. Использование природных высокомолекулярных соединений - гуми-новых кислот при обогащении тонкозернистого золотосодержащего сырья для повышения качества получаемых в процессе рудоподготовки окатышей и интенсификация на этой основе процесса кучного выщелачивания глинистых (шламистых) руд. Теоретическое обоснование и экспериментальное изучение возможности замены цианистого растворителя растворителем на основе соединений йода.

Основные задачи исследований.

Изучение возможности замены полиакриламида в процессе окомкования глинистых (шламистых) золотосодержащих мате] единениями - гуминовыми кислотами.

9!0(&С|(ЛНИ91!**ММ»р м 1.1 м и со-

БИБЛИОТЕКА СП 08

Практическое использование гуминовых продуктов и иодидного растворителя при извлечении золота из руд и продуктов обогащения Восточной Сибири и Забайкалья.

Объекты исследований. Руды Урало-Архангельского и Ильинского рудопроявле-ний, хвосты ЗИФ рудника «Любовь», руды месторождений: "Железный кряж", "Каза-ковско-Ключевское", Итакинское (Малеевский участок).

Предмет исследований - процессы рудоподготовки и выщелачивания шламистых золотосодержащих руд с применением нецианистых растворителей.

Методы исследований. Информационный анализ, пробирный, химический, спектральный, гранулометрический, термодинамический, методы многофакторного планирования эксперимента, лабораторные эксперименты, технико-экономический анализ эффективности предлагаемых технологий.

Защищаемые научные положения: 1. Рудоподготовка тонкозернистого золотосодержащего сырья для кучного выщелачивания определяется использованием поверхностно-активных веществ, обеспечивающих регулирование прочностных и фильтрационных характеристик окатышей.

2. Замена цианистого растворителя малотоксичным растворителем на основе йод-иодидной системы позволяет за счет высоких кинетических свойств достигнуть сопоставимых со стандартной технологией показателей по извлечению золота в раствор при сокращении продолжительности выщелачивания в 3- 6 раз.

Достоверность научных положений. Подтверждается достаточной сходимостью результатов теоретических и экспериментальных исследований с использованием методов математической статистики при доверительной вероятности не менее 95%.

Научная новизна работы заключается в следующем:

Показана и экспериментально подтверждена возможность замены синтетических высокомолекулярных ПАВ природными высокомолекулярными соединениями - гуми-новыми кислотами в процессах рудоподготовки золотосодержащего сырья для кучного выщелачивания;

изучены кинетические закономерности растворения золота в иодидном растворителе и кинетика извлечения золота из золотосодержащих продуктов некоторых месторождений Восточного Забайкалья;

экспериментально определены технологические параметры проведения выщелачивания и регенерации иодидного растворителя;

на основе многофакторного метода планирования эксперимента составлены регрессионные уравнения и подобран оптимальный состав шихты.

Практическая ценность работы. Разработка новых технологий переработки забалансового и труднообогатимого золотосодержащего сырья. Результаты исследований переданы в виде отчетов ФГУП ЗабНИИ по теме 283 «Провести исследования по интенсификации кучного выщелачивания сложных по гранулометрическому составу золотосодержащих руд с применением метода окомкования» и по теме 284 «Исследования по гидрометаллургической переработке золотосодержащих руд и концентратов с использованием нецианистых растворителей» Комитету природных ресурсов по Читинской области и Агинскому Бурятскому автономному округу. Материалы отчетов использованы при составлении технологических регламентов «Технологический регламент для проектирования Итакинского горно-обогатительного предприятия по переработке первичных руд Итакинского золоторудного месторождения» и «Технологический регламент для разработки рабочего проекта промышленной установки кучного выщелачивания окисленных руд месторождения Погромного».

Личный вклад соискателя. Автору принадлежат: постановка цели и задач исследований; разработка методик выполнения работ; идея замены синтетических высокомолекулярных ПАВ на основе полиакриламида в процессах рудоподготовки, природными высокомолекулярными соединениями на основе гуминовых кислот; выбор в качестве

альтернативы цианиду - иодидного растворителя; проведение экспериментальных исследований, обработка и анализ полученных данных; разработка технологических схем получения гуминовых продуктов и схем переработки различного золотосодержащего сырья с использование окомкования на цементной связке с добавкой гуминовых кислот; экспериментальное подтверждение в лабораторных условиях высокой эффективности иодидного растворителя.

Апробация работы. Результаты работы докладывались и обсуждались на: геолого-геофизическо-технологической секции Ученого совета ЗабНИИ (Чита, 2000, 2002); НТС комитета природных ресурсов по Читинской области и Агинскому БАО (Чита, 2000, 2002); межрегиональной научно-технической конференции посвященной 40- летаю ЗабНИИ «Новый век - новые открытия (Чита, 2001); международном совещании «Экологические проблемы и новые технологии комплексной переработки минерального сырья (Плаксинские чтения)» (Москва - Чита, 2002); межрегиональной научно-технической конференции «Перспективы развития золотодобычи в Забайкалье» (Чита, 2003); пятой научно-практической конференции посвященной 30 - летию Горного института Читинского государственного университета (Чита, 2004)

Публикации. По теме диссертации опубликовано 12 научных работ, включая патент РФ на изобретение.

Объем и структура работы. Диссертация состоит из введения, шести глав, заключения, списка библиографических источников из 125 наименований и содержит 178 страниц, включая 45 рисунков, 31 таблицу и 4 приложения.

Автор выражает глубокую благодарность и признательность за поддержку и методическую помощь при подготовке диссертации научному руководителю, д.т.н., проф. Фатьянову А.В., сотрудникам лаборатории обогащения полезных ископаемых ФГУП ЗабНИИ и кафедры обогащения полезных ископаемых и вторичного сырья ЧитГУ за помощь в проведении исследований и оформлении диссертации.

ОСНОВНОЕ СОДЕРЖАНИЕ РАБОТЫ

Впервые технология кучного выщелачивания золота с использованием цианистого раствора предложена Горным Бюро США в 1967 году. За прошедшие годы изучены основные особенности и закономерности переработки разнообразного золотосодержащего сырья, что привело к широкому распространению кучного выщелачивания в практике мировой золотодобычи (более 40 % добываемого золота). В России в 2003 г. способом кучного выщелачивания добыто более 7тонн золота.

Технико-экономические показатели KB золота зависят при прочих равных условиях от следующих факторов: степени извлечения золота из руд; расхода реагентов на процесс; интенсивности выщелачивания. Эти факторы в свою очередь связаны с рядом технологических параметров процесса: крупностью рудного материала, подаваемого на площадку KB; высотой и порядком формирования штабеля; способами интенсификации процесса KB; технологическими режимами подачи реагентов, применяемыми окислителями, а также геотехнологическими свойствами руд. Для сокращения сроков выщелачивания применяются различные способы интенсификации извлечения золота в раствор: дополнительное дробление руды; дешламация; агломерация; рыхление механическими, взрывными и другими способами; аэрирование; введение окислителей; подогрев рабочих растворов; наложение электромагнитных полей, различных колебаний, радиоактивного излучения и др.

Переработка методом кучного выщелачивания руд с повышенным содержанием глины и шламов, а также лежалых хвостов гравитационного и гравитационно - флотационного обогащения в связи низкой скоростью фильтрации растворов оказывается нерентабельной. Данная проблема может быть решена путем предварительного оком-

кования выщелачиваемого материала. Основная цель агломерирования руд для кучного выщелачивания - получить пористый материал, который будет устойчив и в период складирования, и в период выщелачивания. В настоящее время используются в основном 2 способа агломерации руд драгоценных металлов: агломерация мелочи на грубую дробленую руду и агломерация мелочи в стабильные окатыши. Агломерации подвергаются руды крупностью дробления минус 22 мм и меньше, причем уменьшение крупности (до минус 3-5 мм и меньше) перерабатываемого материала позволяет значительно ускорить процесс извлечения золота. Руда смешивается с цементом или с другими связующими агентами, увлажняется либо водой, либо крепким раствором цианида и окатывается тем или иным способом.

Большой вклад в разработку технологий кучного выщелачивания сделан специалистами Иргиредмета, ИрГТУ, ЧитГУ, ЦНИГРИ, ВНИИХТ, МГТА, ЗабНИИ и др.

Проведенные нами исследования позволили сформулировать следующие основные научные положения:

1. Рудоподготовка тонкозернистого золотосодержащего сырьядля кучного выщелачивания определяется использованием поверхностно-активных веществ, обеспечивающих регулирование прочностных и фильтрационных характеристик окатышей

Существенное влияние на пористость и прочность окатышей оказывают различные химические и поверхностно-активные добавки, которые позволяют управлять процессами гидратационного структурообразования. Понятие - гидратационное структурооб-разование, как особый вид структурообразования применительно к минеральным вяжущим, было впервые применено П.А. Ребиндером и Е.Е. Сегаловой еще в 50 годы прошлого столетия, однако, несмотря на огромное количество работ, выполненных многими исследователями на стыке коллоидной химии, физико-химической механики и физико-химии силикатов, механизм протекания гидратационного структурообразова-ния до конца не выяснен и является предметом дискуссий. Соответственно не сформулированы общие принципы и не созданы научные основы его регулирования. В практическом плане представляет интерес использование высокомолекулярных ПАВ, как синтетических, так и природного происхождения, которые в зависимости от наличия тех или иных функциональных групп (- ОН, - СООН, - СООЯ, - СОМИ2,), а также концентрации ПАВ оказывают структурирующее или стабилизирующее действие на цементную суспензию. Флокулирующая способность высокомолекулярных ПАВ алифатического типа, особенно амидсодержащих, позволяет использовать их в качестве регуляторов скорости фильтрации различных высокодисперсных суспензий. Известно применение для этих целей полиакриламида, а также полифункциональных полимеров, содержащих, кроме амидной группы, карбоксильные, карбоксилатные, циклические имидные группы, способствующие быстрому образованию коагуляционной структуры; введение 0,002-0,04 % этих полимеров от массы твердой фазы ускоряет процесс фильтрации на 25-40 %.

Особый практический интерес представляет использование в качестве поверхностно-активных веществ, природных высокомолекулярных соединений, содержащих активные функциональные группы. Одним из таких соединений являются гуминовые кислоты, которые в своем составе удачно сочетают наличие всех выше рассмотренных функциональных групп, имеющихся в синтетических препаратах.

Влияния добавок ПАВ на фильтрационные и прочностные характеристики исследовали на технологических пробах Урало-Архангельского; Ильинского рудопроявлений и хвостах ЗИФ «Любовь».

Рудопроявления Урало-Архангельское и Ильинское относятся к основно-кислому ряду формации, золото-пиритовому минеральному типу.

Рудная масса пробы ТП-1 характеризует окисленные руды гидросерицит-лимонит-

кварцевую часть коры выветривания Урало-Архангельского руцопроявления. Проба характеризуется значительным количеством тонкого материала (36% класса минус 0,063мм), в котором аккумулируется более 30 % золота.

Рудная масса пробы ТП-2 отражает окисленные руды кварц-гидрохлорит-лейкок-сен-лимонитовой коры выветривания Ильинского рудопроявления. Выход шламистой фракции, содержащей 17,40 % общего золота, составляет 37,50 %.

Основное количество золота в хвостах ЗИФ «Любовь» (84,89 %) содержится в классе минус 0,063 мм, с массовой долей 63 %, данная фракция характеризуется и наибольшим содержанием Аи -1,46 г/т.

Таким образом, все исследуемые пробы характеризуются наличием значительного количества (36-63%) материала тонкого класса, который будет оказывать отрицательное влияние как на процесс формирования кучи, так и на фильтрацию выщелачивающего раствора через ее толщу.

В качестве поверхностно-активных добавок были испытаны Магнофлок - ЬТ-25, гуминовые и оксигуминовая кислоты, полученные по предлагаемой в диссертации технологии.

На рис. 1 показано изменение коэффициента фильтрации от содержания в растворе гуминовой и оксигуминовой кислот.

О 0,05 0,1 0,15 0,2 0,25 0,3 0,35 0,4 Концентрация гуминвой кислоты, %

—♦—Урало-Архангельское рудопроявление,ТП-1 (оксигуминовая кислота) —■—Урало- Архангельское рудопроявление, ТП -Дгуминовая кислота) —•—Ильинское рудопроявление ТП-2 (оксигуминовая кислота) —А—хвосты ЗИФ "Любовь" (гуминовая кислота)

Рис.1. Зависимость коэффициента фильтрации от концентрации гуминовых продуктов, при рН =12

Из приведенных данных видно, что в интервале концентраций оксигуминовой кислоты 0,025-0,05% раствора коэффициент фильтрации через слой руды Урало- Архангельского рудопроявления (ТП-1) увеличивается в 2,5 раза, от 0,0029 до 0,0072 м/сут. Дальнейшее увеличение концентрации оксигуминовой кислоты приводит к уменьшению коэффициента фильтрации, однако, по величине он остается выше (0,0044 м/сут), чем с контрольным раствором (0,0029 м/сут). Для руды Ильинского рудопроявления (ТП-2) в том же интервале концентраций оксигуминовой кислоты коэффициент фильтрации увеличивается в 2,8 раза, от 0,0237 до 0,0644 м/сут.

Зависимость коэффициента фильтрации от содержания в растворе гуминовой ки-

слоты для хвостов ЗИФ «Любовь» имеет особенности по сравнению с пробами ТП-1 и ТП-2. В области концентрации от 0,001 до 0,2% наблюдается резкое снижение значения коэффициента фильтрации до величин, сравнимых с контрольным раствором. В области концентраций гуминовой кислоты 0,2-0,5%, величина коэффициента фильтрации практически не меняется. Наибольшее значение -0,0395 м/сут коэффициент фильтрации принимает при содержании гуминовой кислоты 0,001%, что в 2,7 раза больше по сравнению с контрольным раствором (0,0148 м/сут).

Таким образом, испытания гуминовых кислот в качестве поверхностно- активных добавок к растворам показали, что введение их в раствор при концентрациях 0,0010,01% приводит к улучшению фильтрационных показателей для изучаемых проб. В тоже время гуминовые продукты обладают вяжущими свойствами и способностью растворять благородные металлы. Наличие сырьевой базы и легкость получения гумино-вых продуктов в местах потребления привели к решению: дальнейшие технологические исследования процессов окомкования и интенсификации кучного выщелачивания проводить с гуминовыми продуктами, полученными из бурых углей Харанорского месторождения

Вредное влияние при окомковании илистых частиц заключается в обволакивании более крупных зерен заполнителя, что в свою очередь препятствует контакту их с частицами связки и таким образом существенно увеличивают расход цемента для покрытия возросшей поверхности зерен и склеивания их друг с другом. Отсюда можно сделать два практических вывода:

при шихтовке материалов для окомкования необходимо регулировать гранулометрический состав;

- вводить в шихту или в раствор, используемый для увлажнения материала перед окатыванием, поверхностно - активные добавки, способствующие как стабилизации частиц дисперсной фазы в начальный период, так и увеличению конечной прочности цементного камня (введение ПАВ в состав цементного раствора изменяет его структуру и водопотребность, а уменьшение водопотребности позволяет повысить прочность цементного камня либо снизить расход цемента при неизменной прочности).

Другим важным фактором, влияющим на прочность окатышей, является гомогенность приготовляемой для окатывания шихты. Наиболее подходящим аппаратом для смешивания компонентов шихты является стержневая мельница. Стержневые мельницы не только гомогенизируют шихту, но и активируют поверхность ее частиц. Такого же эффекта можно добиться, используя вибросмесители с наложением колебаний ультразвуковой частоты.

Проведенные испытания показали, что без добавки гуминовых продуктов прочность окатышей возрастает при увеличении расхода цемента до 40-50 кг/т, дальнейшее увеличение содержания цемента практически не дает прибавки прочности. При расходе цемента менее 25 кг/т прочность окатышей без добавок гуминовых продуктов резко снижается (гранулы диаметром 10 мм разрушаются при нагрузке в 10 н).

Добавка гуминовых продуктов до 6 кг/т, приводит к повышению прочности гранул при низком (< 20 кг/т) расходе цемента, а при более высоком снижает прочность. Увеличение расхода гуминовых продуктов до 12 кг/т, при расходе цемента более 40 кг/т для гранул диаметром 5-10 мм незначительно увеличивает прочность гранул, причем достигнутая прочность практически не меняется при увеличении расхода цемента, но оказывается меньше по сравнению с более низким расходом добавки.

Прочность окатышей зависит от их размера, гранулы диаметром больше 15 мм менее устойчивы при контакте с водой.

На рис. 2. показана зависимость прочности окатышей от расхода гуминовой кислоты для материала с различной крупностью. Как видно из рисунка, прочность гранул при раздавливании окатышей диаметром 10 мм, при добавке в шихту гуминовой кислоты в

количестве 18 кг/т, возрастает на порядок (от 7,8 до 78,2 н при крупности 50 % кл. минус 1,0 мм; от 7,2 до 99,2 н при крупности 40 % кл. минус 1,0 мм; от 6,3 до 92,5 н при крупности 60 % кл. минус 1,0 мм).

я 2

£ «

к а

3 2 я

а п а йц

100 90 80 70 60 50 40 30 20 10 0

! 1 л\

п12 Лв 1 •

1 Из и. 1 г 1

1 1 1

1 1 1 К 2 = Мя!

1 1 , | ! . 1 :

1 ! ' 1 1

г о ОС 1 1 !

1 1. ~ и У81 ,

1* 1 1 ! 1 | 1 1 1 1 !

Расход гуминовой кислоты, кг/т (цемент - 6 кг/т)

А - отношение классов крупности -1,0 • - отношение классов крупности -1,5 отношение классов крупности - 0,7

Рис. 2. Зависимость прочности окатышей от расхода гуминовой кислоты (Урало-Архангельское рудопроявление, ТП-1, диаметр 10мм)

Испытания на устойчивость окатышей в воде показали, что при расходе цемента менее 30 кг/т гранулы распадаются в воде в течение 2- 5 мин, при расходе цемента свыше 40 кг/т гранулы диаметром менее 10 мм в воде устойчивы, а гранулы больших размеров разваливаются на крупные обломки. Добавка гуминовых продуктов не оказывает влияния на распадаемость.

Таким образом, приведенные данные указывают на необходимость подбора оптимального состава шихты.

Для определения оптимальных соотношений компонентов в шихте для руды Урало-Архангельского рудопроявления и в шихте для хвостов ЗИФ «Любовь», были поставлены опыты по центральному ортогональному композиционному плану. В качестве переменных факторов рассматривали содержание цемента в шихте - Х1 (кг/т), содержание гуминовой кислоты - х2 (кг/т) и крупность исходного материала (соотношение фракций классов минус 1,0 и 5,0 мм) - х3.

В качестве функций отклика рассматривались:

Р = р • 1000/а, (1)

где р - разрушающая нагрузка, кг; ё - средний диаметр окатыша, мм. и К=1000 • Кф, (2)

где Кф- коэффициент фильтрации, м/сут Уравнения регрессии, описывающие функции отклика и соответствующие им дисперсии адекватности ^2ад) и критерии Фишера (Бр), приведены ниже.

Для окатышей из руды Урало-Архангельского рудопроявления:

Р = - 432,7 +3,03х1 +13,77х2 + 1595,68х3 + 0,065х1-х2 - 1073х32, 82 = 504,2;Б =2,26; Б (11; 60; 0,99) =2,56 (3)

Р =-Ъ19,36+4,91Х1+18,06х2+1319,2х3-3,91х, х3-43,65х2 х3+ 0,017 х,2+0,43х22-718,2х32,

82вд=201,3, Рр =0,90 (4)

Р =- 404,3-5,99х,+50,Зх2+ 1800,2х3-0,19х, х2+11,67х, х3- 67,91х2 х3+ 0,04 х12-1357,3х32, 8гш=506,2, Рр =2,27 (5)

К = -101,25 - 0,47х]+ 1 7,45х2 +166,46х3 + 0,065х, х2 +0,021х,2 - 1,65х2г, 32ал=412,0, Рр =0,18 (6)

На рис 3 приведено графическое изображение, описывающих изменение коэффициента фильтрации от состава шихты

Расход цемента, кг/т

Рис 3 Зависимость коэффициента фильтрации от состава шихты (Урало-Архангельское рудопроявление)

Для хвостов ЗИФ «Любовь»:

Определение экстремальных точек проводили, используя функции решения алгебраических уравнений maximize в математической системе MathCAD 2000 Pro.

Анализ полученных данных, с учетом того, что при расходе цемента менее 30 кг/т окатыши неустойчивы в жидкой среде, позволил выбрать следующие оптимальные соотношения компонентов шихты: для проб ТП-1 и ТП-2 отношение классов крупности 50/50, расход цемента- 40 кг/т, расход оксигуминовой кислоты 2,75 кг/т и 4,75 кг/т; для ЗИФ «Любовь» расход цемента - 45 кг/т, расход оксигуминвой кислоты 0,05кг/т и 8,1 кг/т.

Для проверки было проведено окомкование исследуемых проб с вышеуказанным составом шихты. Результаты испытаний полученных окатышей приведены в таблице 1.

Таблица 1

Сравнительные данные по фактическим и расчетным параметрам окатышей.

Наименование Прочность на раздавливание, н Коэффициент фильтрации, м/сут

факт. расч. факт. расч.

d„ d5 do d.5

Урало-Архангельское рудопроявление, ТП -1

шихта 1 (ГК-2,75; Ц-40; 50/50) 12,6 20,8 36,9 12,8 22,2 39,2 0,129 0,123

шихта 2 ГК-4,75; Ц-40; 50/50) 15,1 18,3 32,5 14,4 17,7 31,6 0,135 0,138

хвосты ЗИФ «Любовь»

шихта 1 ГК-0,05; Ц-40; 50/50) 15,6 50,3 67,2 16,1 45,4 68,1 0,019 0,021

шихта 2 ГК-8,1 ;Ц -40; 50/50) 14,5 41,2 58,7 13,9 40,8 61,2 0,016 0,017

Для проведения испытаний по перколяционному выщелачиванию подготовили пять шихт массой по 20 кг следующего состава:

- шихта - руды крупностью минус 1,0 мм -10 кг, руды фракция минус 5,0 +1,0 мм -10 кг (Урало-Архангельское рудопроявление), цемента - 0,8 кг; оксигуминовой кислоты -0,055 кг;

- шихта - руды крупностью минус 1,0 мм -10 кг, руды фракция минус 5,0 +1,0 мм -10 кг (Урало-Архангельское рудопроявление), цемента - 0,8 кг; оксигуминовой кислоты -0,095 кг;

шихта - руды крупностью минус 1,0 мм -10 кг, руды фракция минус 5,0 +1,0 мм -10 кг (Ильинское рудопроявление), цемента - 0,8 кг; оксигуминовой кислоты - 0,095 кг;

- шихта - хвосты ЗИФ «Любовь» - 20 кг; цемента - 0,9 кг; оксигуминовой кислоты -

0,001 кг;

- шихта - хвосты ЗИФ «Любовь» -20 кг; цемента - 0,9 кг; оксигуминовой кислоты -0,162 кг;

Оксигуминовую кислоту добавляли в шихту в виде раствора при окатывании ее в грануляторе.

Исследовали зависимость извлечения золота от продолжительности выщелачивания для шихт с различным составом. Результаты исследований показали, что в первых циклах (два цикла в сутки) выщелачивания в раствор переходит от 40 до 60 % золота, содержащегося в исследуемых пробах. Причем в пробах с повышенным содержанием в шихте гуминовой кислоты (ТП-1 1п, ТП-2 1п и хвосты ЗИФ «Любовь» 1п) извлечение золота в начальный период выше. Для хвостов ЗИФ «Любовь» различие в извлечении около 10% сохраняется на протяжении всего процесса выщелачивания, а для окатышей из руд Урало-Архангельского и Ильинского рудопроявлений после 15 цикла происходит выравнивание извлечений. Для окатышей из руды Урало-Архангельского рудопро-явления получены примерно равные показатели извлечения Аи для первой и второй партий, которое за 14 сут выщелачивания составило соответственно 78,57 и 81,2 %, при содержании Аи в хвостах 0,32 г/т. При перколяционном выщелачивании неклассифицированной исходной руды Урало-Архангельского рудопроявления крупностью минус 20 мм (выход фракции минус 20 + 5 - 43,58 %), продолжительность 77 суток, извлечено 34,61 % золота, содержание золота в хвостах 1,5 г/т.

При перколяционном выщелачивании в течение 14 сут окомкованного материала при плотности орошения 0,130 м3/м2 • ч извлечение золота в раствор составило: Урало-Архангельское рудопроявление - 81,20 %; Ильинское рудопроявление - 84,58 %; хвосты ЗИФ «Любовь» - 80,95 %.

Таким образом, измельчение исходной руды Урало-Архангельского рудопроявле-ния до крупности минус 5,0 мм или предварительная классификация руды, позволяют повысить извлечение золота на 46,59 %, при сокращении продолжительности выщелачивания в 5,5 раза по сравнению с перколяционным выщелачиванием неокомкованой руды крупностью минус 20 мм. Те же мероприятия для руды Ильинского рудопроявле-ния позволяют повысить извлечение золота в продуктивный раствор на 12,39 % при сокращении времени выщелачивания в 5,5 раза. Перколяционное выщелачивание лежалых хвостов ЗИФ «Любовь» с применением окомкования позволяет добиться высокого извлечения золота (больше 80 %) при малой (14 сут) продолжительности выщелачивания.

В диссертации с использованием Е4 - рН диаграмм произведен сравнительный анализ различных растворителей золота. Показаны достоинства и недостатки предлагаемых в настоящее время альтернативных цианиду растворителей золота.

Золото образует комплексные соединения с хлором, иодом и бромом. Существуют комплексы - Аи1+ и Аи3+ с вышеуказанными галогенами, причем относительная устойчивость различных комплексов золота в водных растворах сильно варьирует. Металлическое золото окисляется в присутствии иодида, образуя комплекс (Аи12)-, при потенциале 0,51 В, а при потенциале 0,69 В образуется комплекс (Аи14)-. Общая зона стабильности иодидных комплексов намного больше, чем бромидных и хлоридных. Ио-дидные комплексы, являются для галогенов самыми устойчивыми в водной среде. Бром и йод в растворах соответствующих солей способны образовывать полигалогениды.

Ион (13)- присутствует в тех случаях, раствор содержит растворённый иод в концентрации более 10 М (для брома > 0,08 М). Ион (13) окисляет золото по следующим реакциям:

То есть, уже при данных концентрациях йода и иодида окислительно-восстановительный потенциал достаточен для окисления золота (окислительно-восстановительный потенциал системы [(Ли14)-] /[Аи] = +0,57 В.

В присутствии иодидов растворимость йода в воде очень сильно возрастает, соответственно снижается коэффициент распределения иода между газовой фазой и растворами. При растворении йода в растворах иодидов устанавливаются равновесия 12+ Г = (13)" = (13)" + 12 = (15)" = 2(13)~ + 1г = (1б)" и т. д. Эти реакции, как показали специальные методы изучения быстрых реакций, идут с очень большой скоростью. Введение в раствор электролитов (в частности, хлоридов) сильно влияет на равновесие реакции

= (13)" . Присутствие хлорида значительно снижает кажущуюся константу реакции образования (13)~ (К^. ), т.е. отнесенную к суммарной к о н ц е н ту+а(ц(У)и в растворе.

Уменьшение коэффициента распределения йода между газовой фазой и раствором хлористого натрия при добавлении иодида показано на (рис. 4). Эти данные представляют практический интерес, так как изменение солевого состава иодидных растворов позволяет контролировать распределение йода между газовой и жидкой фазами, и, следовательно, снижать потери йода за счет испарения.

0,010

0.008

о. 0,006

0,004

0,002

N. /2 4

У >

Концентрация иодида. мг-экв/л

Рис 4. Зависимость коэффициента распределения йода Я между газовой и жидкой фазами от содержания иодида в растворах №С1 различной концентрации. 1 - без №С1; 2 - 0,5 г-экв/л; 3-1,0 г-экв/л; 4 - 2,0 г-экв/л; 5 - 4,0 г-экв/л;

6 - 5,2 г-экв/л

Изучение кинетики растворения золота в системе Ы - 12 проводили с использованием методики вращающегося диска. Константы скорости процесса растворения золота к рассчитывали формуле (13)

«• (ч.-ч.)

где qK - количество золота, перешедшего в раствор к окончанию опыта, qH - количество золота, перешедшего в раствор за время т.

Экспериментальные данные по извлечению золота от концентрации растворителя приведены в таблице 2.

Таблица 2

Зависимость извлечение золота в раствор от концентрации растворителя

Концентрация растворителя С, М Количество Au q, М/м2 Скорость извлечения Аи в р-р V, М/ м2 с 10'

0,0005 0,0291 2,424

0,001 0,0462 3,850

0,005 0,2327 19,390

0,010 0,2392 19,931

0,015 0,5785 48,212

0,020 0,6496 54,138

На рис. 5 приведена зависимость логарифма константы скорости от обратной температуры, которая выражается ломаной линией.

-6,2 -6,4 -6,6 .-6,8 "•7,0 •7,2 -7,4 -7,6 -7,8

1 : ' ' 1 ' i

ÍK^ , у - -UV129- 1 222ч

! '

1 ¡ >'29882 -5 Í2594

1 \

| ! \ ■

2,8 2,9 3,0 3,1 3,2 3,3 3,4 100ОТ

Рис 5. Зависимость логарифма константы скорости от обратной температуры

Рассчитанные согласно уравнению Аррениуса кажущиеся энергии активации показывают, что процесс растворения золота протекает в переходной области при температуре до 60 °С (кажущаяся энергия активации равна Е1 =26,8 кдж/М) и становится диффузионным при температуре выше 60 °С (кажущаяся энергия активации равна Е2 =10,2 кдж/М). Зависимость скорости растворения золота от концентрации растворителя позволяет сделать вывод о том, что реакция растворения золота в иодидном растворителе имеет первый порядок, а скорость растворения резко возрастает с увеличением кон-

центрации растворителя.

Проведенные исследования по электрохимической регенерации растворителя показали, что процесс регенерации растворителя без разделения электродных пространств не позволяет получить удовлетворительных результатов как по содержанию йода (>0,7 г/л), так и по энергетическим затратам - выход по току 10,6 %, расход электроэнергии 4,58 кВт-ч/кг. Регенерация растворителя в мембранном электролизере позволяет получить достаточную для выщелачивания концентрацию йода - 1,3 г/л за 20 мин при плотности тока 120 А/м2. При этом выход по току составил 97,9%, расход электроэнергии -0,67 кВт-ч/кг.

Технологические исследования по оценке эффективности иодидного растворителя были проведены на рудах месторождений: "Железный кряж", "Казаковско-Ключевское", Итакинское (Малеевский участок).

Выщелачивание руды месторождения «Железный кряж» с содержанием золота -20,7 г/т предлагаемым растворителем проводили на руде, измельченной до крупности 50 % кл. минус 0,063 мм, в агитационном режиме. Данные по результатам испытаний приведены на рис. 6 . Из приведенных данных видно, что извлечение золота в пределах 89-90 % достигается за время контакта с растворителем 1- 2 ч. Расход йода за это время составляет 1,96 кг/т. Выщелачивание цианистым раствором за время контакта 24 ч, приводит к извлечению 93 % Аи, при расходе: NaCN - 0,98 кг/т, СаО - 2,0 кг/т.

Таким образом, при сравнимых показателях, время выщелачивания золота растворителем на основе йода не превышает 2 ч.

Продолжительность выщелачивания, мин ^ Иодидный растворитель ® • Цианид натрия

Рис. 6. Кинетика агитационного выщелачивания золота иодидным и цианистым растворителями

Исследования на руде Казаковско-Ключевского месторождения с использованием иодидного растворителя проводили в перколяционном режиме.Для испытаний была отобрана фракция крупностью минус 0,4 + 0,2 мм с содержанием золота 8,8 г/т (содержание в исходной руде 2,9 г/т).

Результаты исследований приведены на графике (рис.7). Анализ полученных данных показывает, что при продолжительности выщелачивания 10 - 12 сут извлечение Аи в продуктивный раствор составляет 90,1 %, при содержании золота в растворе 2,4 мг/мл и содержании в хвостах 0,19 г/т. С учетом того, что в промывные воды извлекается 7,6% Аи, общее извлечение Аи в раствор составляет 97,7 %, при расходе I2 -1,44 кг/т.

При цианидном выщелачивании той же фракции руды Казаковско - Ключевсквского месторождения перколяционным способом были получены следующие результаты: за

60 сут извлечение золота в раствор достигает 85,5 %, расход цианида 0,48 кг/т, извести 1,4 кг/т, содержание золота в хвостах 1,1 г/т.

0 120 240 360 410 <00 720 МО 960 1010 1200 1320 1440 1560

Продолжительность выщелачивания, ч

• - Иодидный раствворитель • - Цианистый раствор

Рис. 7. Зависимость извлечения золота в продуктивные растворы от продолжительности выщелачивания (Казаковско - Ключевское месторождение)

Таким образом, сравнивая показатели по извлечению золота предлагаемым растворителем и цианидом в условиях перколяционного (кучного) выщелачивания, также можно отметить высокую скорость растворения золота в иодидных растворах, что может иметь значение для проведения данного процесса в неблагоприятных климатических условиях.

При перколяционном выщелачивании руды Малеевского участка Итакинского месторождения исследовали зависимость извлечения золота от продолжительности выщелачивания при концентрациях растворителя по йоду 0.005М и 0.0025М на неклассифицированном материале крупностью минус 20 мм, с содержанием Аи - 3,0 г/т, Ag - 9,0 г/т. Результаты исследований представлены графически на рис. 8.

0 24 41 72 96 120 144 161 192 216 240 264 2» 312 336 360 314 401 432 45« 410 904

Продолжительность выщелачивания, ч

♦ - извлечение золота КБ - 0,005 М ■ - извлечение золота К13 - 0,0025 М а - извлечение серебра К13 - 0,005 М

• - извлечение серебра К13 - 0.0025 М

Рис 8. Зависимость извлечения золота в иодидный продуктивный раствор от продолжительности выщелачивания (Малеевский участок Итакинского месторождения)

Анализ полученных данных показывает, что при продолжительности выщелачива-

ния 20 сут, при концентрации растворителя 0.005М по йоду, извлечение Аи в продуктивный раствор составляет - 69,4 %, серебра - 20,6 %. Содержание золота в растворе -5,78 мг/мл, серебра - 1,72 мг/мл, содержание Аи в хвостах 0,9 г/т, серебра - 7,2 г/т, расход йода - 1,09 кг/т. При выщелачивании растворителем с концентрацией йода 0,0025М, извлечение золота в раствор уменьшается до 55,3 %, серебра до 13,0 %, при расходе 12 - 0,79 г/т. В продуктивные растворы не извлекаются Бе, Си, РЬ, содержание серы находится в пределах 10-25 мг/л, содержание цинка 0,53 -1,94 мг/л. При использовании в качестве растворителя 0,05 - 0,1 % раствора цианистого натрия, извлечение Аи в раствор составляет 73,3 %, содержание Аи в хвостах 0,8 г/т, попутное извлечение серебра 28 %. Продолжительность выщелачивания 60 сут. Расходы реагентов: цианистого натрия - 0,6 кг/т; оксида кальция - 2,0 кг/т; гидрооксида натрия - 0,2 кг/т. Максимальное содержание золота в продуктивном растворе составило 6,07 мг/л.

Для проведения кучного выщелачивания золотосодержащего сырья с использованием иодидного растворителя с электрохимическим выделением золота и регенерацией растворителя предлагается следующий вариант технологической схемы (рис. 9).

1-карьер, 2 • автосаыосвал, 3 • отмл неполной р)лы, 4 • бульдозер, 5 - бункер 6 - инерционный грохот, 7 - Еуикер питатель, 8 ■ агрегат кр\'пноп дробления, 9 «агрегат мелкого дробления, 10. передвижкой транспортер, II- отвач дробленой руды, 12 • погрузчик, 13 -блок секция настали отсыпки с системой дренажных устройств, 14-бзок секция на с7щиивышсччивания 15 •система орошения, I б - отработанна* блон-ссши 17- сборннх золотосодержащих растворов, 18- насосные агрегаты, 19-сборник обеззолочеиных растворов, 20 -вакуум, фильтр, 21 - сборник отфильтрованных растворов, 22 - емкость для приготовления выцшачиааюгцего раствора,23 -электролизер, 24 -химические насосы, 25 - емкость для приготовления 1% раствора 1., 26 «емкость для приготовления 10 % раствора К1,27 - емюсть для приготовления 25% \аОН 28 -сушильная печь, 29 -плавильная лечь, 30-сборник первичного из пака. 31 •узетаробяения,32-сорбцнонные колонны, 33 -электронагреватель десорбцнонного раствора , 34 -емкость для приготовления десорбцнонного раствора, 35-коицентрацнонный стоэ. 36 • забор технологически воды

Рис. 9. Схема цепи аппаратов переработки золотосодержащего сырья иодидным растворителем

Руду, или другое золотосодержащее сырье, дробят до крупности кл. минус 20 мм и направляют на площадку выщелачивания для отсыпки кучи. Для орошения кучи готовится выщелачивающий раствор, содержащий 12 — 1,0 — 1,5 г/л; К1 - 8,0 - 10,0 г/л; рН -5,5 - 10,0. После формирования кучи производят орошение отсыпанного материала приготовленным раствором, при плотности орошения 0,025 - 0,050 м3/м2ч. Раствор, прошедший через слой отсыпанного материала подвергают, осветлению (отстаивание, фильтрация и тд.) и направляют на электролиз в ддиафрагменный электролизер с объемным катодом из углеграфитового волокна. После насыщения золотом углеграфито-

вый катод направляют на сушку и прокаливание, золотосодержащая зола поступает на плавку. Обеззолоченный раствор поступает в сорбционную колонну с низкоосновным анионитом для извлечения остающегося в растворе золота. После сорбционной колонны раствор направляют в анодный отсек электролизера, где происходит регенерация растворителя и после корректировки состава (концентрация [2,К1, рН), направляют в оборот. Выщелачивание продолжают до достижения проектных показателей по извлечению золота. После этого кучу подвергают водной промывке, хвосты выщелачивания направляют в отвал. Промывные воды после удаления вредных примесей используют для приготовления нового выщелачивающего раствора. Насыщенную смолу подвергают десорбции. Элюат направляют на электролиз, а смолу после регенерации возвращают в оборот.

Вариант технологической схемы для проведения кучного выщелачивания золотосодержащего сырья, с наличием большого количества шламистых или глинистых фракций, показан на рис. 10.

Руду, или другое золотосодержащее сырье, измельчают до крупности не менее 50 % кл. - 5мм и направляют на шихтовку с цементом и гуминовой кислотой. Для дополнительной активации шихтуемой смеси смешивание производят в стержневых мельницах. Длительность перемешивания в стержневой мельнице составляет 7 мин. Перед окомко-ванием, производят увлажнение шихты. Гидрооксид натрия, вводят в количестве, необходимом для нейтрализации гуминовой кислоты и подержания рН раствора в пределах 10,5-11,5. Гуминовую кислоту можно вводить как в сухом виде, так и виде щелочного раствора при увлажнении шихты. Увлажненный материал сразу подают на окомкование в гранулятор. При сухой шихтовке материал можно накапливать в бункере. Для оком-кования можно использовать грануляторы любого типа, позволяющие получать гранулы с диаметром 5-15 мм

1 -карьер, 2 - яеп*.амосвал, 3 - отвал исходной руд«, 4. бульдозер, 5 • бу нхер 6 • инерционный грохот. 7 • Ь/нюр питатель, 1 - прет крупного дробления 9-агрегат мелкого дробления. 10-передвижной транспортер II-отеля дробленой руды 12 - погрузчик 13-бункер дробленой рчды. 14 . транспортер 13 • |нп»1ель-дшжгор 16 - бункер цемента, 17 • сиесте |ь (стержневая мельниця), 14 -емюттьдля приготовления р-ря гумнновой кислоты 10-дозатор \аОН, 20 - гранктятор, 21 - транспортер 22 - склад окатышей 23 - блок секция на станин отсыпи) с системой дренажных *С1ронС1* 24 - блок секция на стайки выщелачивания 23 - оклей» орошения 26 - отработанная аюк-секция 27 - сборник золотосодержащих растворов, 28 • насосные агрегаты, 29 -сборннхобеззолоченцых растворов 30 -сорбиионпые колонны, 31 - ^фермая емкость. 12 - нромывочныйбврабан-грохог, 33 • емкость для приготовления выщелачивающею раствора, 34 • химические насосы, 35-емкость ахя приготовления 25"» N8011 ,36 • емкость для приготовления 10% NaCN 37 - ечюсп, для кнеютной обработки угля, 38 - десорбцмоннад колонна 39 - тлектроншревагсль дссорбционноп) распора 40 - емюегь для приготовления дссорбционнота рветмря 41 - емкость для иетпралнзаитш, 42 • печь для прокалки \пи, 43 ■ грохот для отсева угмьной меяочи, 44 - лектролнэер, 45 - плааатьная печь, 46 - обжиговая печь, 47-забор технологической воды

Рис. 10. Схема цепи аппаратов переработки шламистых (глинистых) золотосодержащих руд и продуктов обогащения с угольно - сорбционным концентрированием продуктивных растворов

Окомкованный материал перед укладкой в кучу складируют на промплощадке и выдерживают в течение 3-5 суток для первоначального набора прочности. После формирования кучи производят орошение отсыпанного материала растворителем при плотности орошения 0,100-0,130 м3/м2ч. Раствор, прошедший через слой отсыпанного материала, подвергают осветлению (отстаивание, фильтрация и тд.) и направляют на сорбцию активированным углем или анионообменной смолой, обеззолоченный раствор после корректировки состава направляют в оборот. Выщелачивание продолжают до достижения проектных показателей по извлечению золота. После чего кучу подвергают водной промывке, хвосты выщелачивания обезвреживают и направляют в отвал. Промывные воды после удаления вредных примесей используют для приготовления нового выщелачивающего раствора Насыщенный уголь (смолу) подвергают десорбции и после регенерации возвращают в оборот. Обогащенные золотом растворы перерабатывают по стандартным схемам (электролиз, цементация, сорбция) с получением золотого слитка.

Выбор схемы концентрирования продуктивных растворов и их дальнейшая переработка зависят от конкретных условий работы золотодобывающего предприятия и должен производиться на основании анализа технико-экономических показателей различных вариантов. Накопленный опыт работы золотодобывающих предприятий показывает, что угольная сорбция золота неэкономична на предприятиях с производительностью по золоту менее 1 кг/сут, для извлечения золота из растворов с большим количеством серебра(> 100 мг/л), а также для богатых (> 10 - 20 мг/л Аи) растворов из-за больших потоков угля и довольно сложной схемы элюирования и регенерации.

Преимущества сорбции золота на низкоосновные анионообменные смолы заключаются в более высокой степени насыщения смолы золотом: 20 - 30 кг/т по сравнению с 3

- 5 кг/т для угля; более высокой степени извлечения Аи из продуктивных растворов (остаточная концентрация в растворах 0,01 - 0,03 мг/л по сравнению с 0,1 мг/л для угля); очень низких капитальных и эксплутационных затратах на регенерацию сорбента (десорбция и регенерация в одну стадию нагретым до 50 - 60 °С раствором №ОН - 10 г/л); операции сорбции и регенерации можно проводить в одних и тех же колоннах без перегрузки смолы.

Преимуществом осаждения на цинк является простота аппаратурного оформления, очень низкие затраты на электроэнергию и небольшие капитальные и эксплуатационные затраты. В тоже время цементация на цинк более чувствительна к нарушениям технологического режима и требует предварительной подготовки растворов к осаждению - осветление растворов фильтрованием до содержания твердой фазы в пределах 0,05 - 0,1 г/л; удаления из растворов растворенного кислорода для устранения пассивации поверхности цинка; добавления солей свинца для устранения влияния вредных примесей. Частично указанные недостатки данного процесса могут быть преодолены использованием вместо цинковой пыли, освинцованной цинковой стружки.

В диссертации рассмотрены все варианты схем, рекомендуемая технология защищена патентом РФ на изобретение № 2223339. Материалы исследований заложены в технологические регламенты для проектирования промышленных предприятий по переработке золотосодержащих руд Итакинского и Погромного месторождений.

Технике - экономический анализ показал: по Урало-Архангельскому рудопроявлению экономическое преимущество наблюдается в варианте кучного выщелачивания окатышей (годовая прибыль составляет 12 млн. руб., рентабельность-48 %), технико-экономические показатели варианта переработки неокомкованной руды несколько ниже (в основном из-за низкого извлечения золота и длительного времени выщелачивания);

- технико-экономические показатели кучного выщелачивания руд Ильинского ру-

допроявления свидетельствуют о рентабельной переработке как неокомкованной руды, так и окатышей, годовая прибыль практически одинаковая (34 - 36 млн. руб.), рентабельность находится на уровне 138-140 %, преимущества выщелачивания окомкованн-ного материала заключаются в значительном (5,5 раз) сокращении продолжительности выщелачивания.

ориентировочные технико-экономические показатели переработки хвостов ЗИФ «Любовь» с применением окомкования свидетельствуют о рентабельности производства (годовая прибыль составляет 7,8 млн руб., рентабельность - 56,4 %);

технико- экономическим анализом показано, что при кучном выщелачивания руд Малеевского участка Итакинского месторождения экономическое преимущество на- ' блюдается в варианте кучного выщелачивания иодидным растворителем (иодидный растворитель - годовая прибыль 63,04 млн руб., рентабельность - 37,3 %; цианистый растворитель годовая прибыль - 36,49 млн руб., рентабельность - 18,2 %). Предотвращенный экономический ущерб при использовании иодидного растворителя составляет 9,87 руб./год. Предотвращенный экономический ущерб при использовании цианистого растворителя составляет 448875 руб./год. ,

Таким образом, результаты испытаний патентозащищенной технологии позволяют положительно оценить ее использование, как одного из вариантов эффективной переработки кучным выщелачиванием сложных тонкозернистых руд ряда месторождений.

ЗАКЛЮЧЕНИЕ

В диссертационной работе даны решения актуальных задач интенсификации кучного выщелачивания золота с использованием на стадии рудоподготовки способов оком-кования шламистых и глинистых фракций с добавками высокомолекулярных поверхностно-активных веществ природного происхождения - гуминовых кислот и иодидного растворителя, позволяющие расширить минерально-сырьевую базу золотодобывающей отрасли.

Основные научные и практические результаты работы заключаются в следующем:

1. Анализ патентной и научно-технической информации показывает, что введение при рудоподготовке к кучному выщелачиванию золотосодержащего сырья стадии окомкования с использованием цементных связок с добавками высокомолекулярных ПАВ, позволяет организовать высокорентабельное извлечение золота из глинистых и шламистых руд, тонкоизмельченных продуктов обогащения, лежалых хвостов обогати- j тельных фабрик.

2. Показано, что содержание в фильтрующихся через слой тонкодисперсного материала растворах 0,001 - 0,01% гуминовых кислот, полученных по предложенной нами методике, приводит к увеличению коэффициента фильтрации в 2,5 - 2,7 раза, что сравнимо с действием синтетических флокулянтов на основе полиакриламида и акриловой кислоты. В тоже время гуминовые продукты обладают способностью растворять благородные металлы и обладают вяжущими свойствами, а наличие сырьевой базы и легкость получения на месте потребления обеспечивают их доступность и возможность широкого использования в процессах кучного выщелачивания.

3. Установлено, что гуминовые кислоты повышают прочность окатышей при расходе цемента до 45 кг/т. При расходе цемента 6 кг/т и гуминовой кислоты 18 кг/т, прочность окатышей возрастает на порядок (от 7,8 до 78, н при крупности 50 % кл. минус 1,0 мм; от 7,2 до 99,2 н при крупности 40 % кл. минус 1,0 мм; от 6,33 до 92,55 н при крупности 60 % кл. минус 1,0 мм).

рации растворителя в йодном процессе, наряду с высокими кинетическими показателями, позволяют рассматривать системы на основе К I -12 как весьма перспективные для разработки бесцианистой технологии извлечения золота.

5. Проведенные кинетические исследования показали, что процесс растворения золота протекает в переходной области в диапазоне температур 20 - 60 °С (кажущаяся энергия активации Е = 28,8 кдж/М) с переходом в диффузионную область при дальнейшем повышении температуры (кажущаяся энергия активации Е = 10,2 кдж/М); реакция растворения золота в растворе К1з имеет первый порядок, а скорость растворения золота в иодидном растворителе выше скорости растворения в цианистом растворе (скорость растворения Аи в ИОДВДНОМ растворителе при концентрациях К13 - 0,12 % и 0,25 %, составляет соответственно 7,83 и 14,13 мг/см-ч, что в 5 - 9 раз больше скорости растворения золота в 0,1 % растворе №СЫ); для снижения потерь йода необходимо увеличивать концентрацию комплексообразующих солей; электрохимическое получение и регенерацию иодидного растворителя необходимо проводить в электролизере с разделением электродных пространств, при этом выход по току в диапазоне плотностей тока 20 - 200 А/м2 составляет 98 - 83 %.

6. Полученные с использованием методов планированного эксперимента регрессионные уравнения, описывающие влияние состава шихты на процессы фильтрации и качество окатышей позволили подобрать оптимальные соотношения компонентов шихты. Соотношение классов крупности 50/50, (в числителе приведено содержание фракции минус 5,0 + 1,0 мм в %, а в знаменателе содержание фракции минус 1,0 мм); расход цемента 40 кг/т, расход гуминовой кислоты 2,75 кг/т; для хвостов ЗИФ «Любовь» расход цемента 45 кг/т, расход гуминовой кислоты 0,05 кг/т. Испытания окатышей с вышеуказанным составом шихты показали, что расхождение между расчетными и фактическими значениями прочностных характеристик и коэффициентов фильтрации не более 10%.

7. Перколяционное выщелачивание в течение 14 сут окомкованного материала при плотности орошения 0,130 м3/м2 • ч, позволило получить на рудах:

- Урало-Архангельского рудопроявления - извлечение Аи - 81,20 %, содержание золота в хвостах 0,32 г/т;

Ильинского рудопроявления - извлечение Аи - 84,58 %, содержание золота в хвостах 0,54 г/т;

на хвостах ЗИФ «Любовь» - извлечение Аи - 80,95 %, содержание золота в хвостах 0,14 г/т.

Таким образом, измельчение исходной руды Урало-Архангельского рудопроявле-ния до крупности минус 5,0 мм, или предварительная классификация руды позволяют повысить извлечение золота на 46,59 % при сокращении продолжительности выщелачивания в 5,5 раза по сравнению с перколяционным выщелачиванием неокомкованой руды крупностью минус 20 мм. Те же мероприятия для руды Ильинского рудопроявле-ния, позволяют повысить извлечение золота в продуктивный раствор на 12,39 % при сокращении времени выщелачивания в 5,5 раза. Перколяционное выщелачивание лежалых хвостов ЗИФ «Любовь» с применением окомкования позволяет добиться высокого извлечения золота (больше 80 %) при малой (14 сут) продолжительности выщелачивания.

8. Лабораторные технологические испытания иодидного растворителя на различных типах руд ряда месторождений Забайкалья позволяют сделать вывод о том, что при сходных показателях по извлечению золота и расходах реагентов продолжительность процесса существенно ниже:

- при агитационном выщелачивании руды месторождения "Железный кряж" извлечение Аи в ИОДИДНЫЙ раствор в пределах 87 - 89% происходит за 50 минут, в цианистый раствор за время контакта 24 часа извлекается 90% золота;

при перколяционном выщелачивании за 12 суток извлечение золота в продуктивный раствор из руды Казаковско-Ключевского месторождения составляет 90 %, содержание золота в хвостах 0,2 г/т, концентрация Аи в растворе 2,4 мг/мл и расход 12 - 1,44 кг/т; при цианировании за 76 суток выщелачивания извлечение Аи в раствор достигает 80,9%, (содержание Аи в хвостах 0,2 кг/т, расход цианида 0,48 кг/т, извести 1,4 кг/т);

перколяционное выщелачивание руды Малеевского участка Итакинского месторождения за 20 суток, при концентрации растворителя 0.005М по йоду позволяет извлечь в продуктивный раствор золота- 69,4 %, серебра - 20,6 %, при этом концентрация Аи в растворе - 5,78 мг/мл, Ag - 1,72 мг/мл, содержание золота в хвостах 0,6 г/т, Ag - 9.5 г/т, расход йода- 1,09 кг/т; цианированием за 60 суток извлекается 73 % золота, 28 % серебра, при содержании Аи в хвостах 0,8 г/т, расходе цианистого калия 0,6 кг/т, извести 2,0 кг/т, гидрооксида натрия 0,2 г/т.

9. По результатам проведенных лабораторных исследований предложены несколько вариантов технологических схем для переработки глинистых (шламистых) золотосодержащих руд и продуктов обогащения, а также схема с заменой цианистого раствора иодидным растворителем.

10. Сравнительным технико-экономическим анализом показано, что по Урало-Архангельскому рудопроявлению экономическое преимущество наблюдается в варианте кучного выщелачивания окатышей. Годовая прибыль составляет 12 млн руб., рента-бельность-48 %), технико-экономические показатели варианта переработки неокомко-ванной руды несколько ниже (в основном из-за низкого извлечения золота и длительного времени выщелачивания). Технико-экономические показатели кучного выщелачивания руд Ильинского рудопроявления свидетельствуют о рентабельной переработке как неокомкованной руды, так и окатышей, годовая прибыль практически одинаковая (34 - 36 млн руб.), рентабельность находится на уровне 138-140 %, однако продолжительность выщелачивания в 5,5 раз меньше, чем в варианте без окомкования.

11. Ориентировочные технико-экономические показатели переработки хвостов ЗИФ «Любовь» с применением окомкования свидетельствуют о рентабельности производства (годовая прибыль составляет 7,8 млн руб., рентабельность - 56,4 %).

12. Технико-экономическим анализом показано, что при кучном выщелачивания руд Малеевского участка Итакинского месторождения экономическое преимущество наблюдается в варианте кучного выщелачивания иодидным растворителем (иодидный растворитель - годовая прибыль 63,04 млн руб., рентабельность - 37,3 %; цианистый растворитель годовая прибыль - 36,49 млн руб., рентабельность - 18,2 %). Предотвращенный экономический ущерб при использовании иодидного растворителя составляет 9,87 руб./год. Предотвращенный экономический ущерб при использовании цианистого растворителя составляет 448875 руб./год.

Основные положения диссертации опубликованы в следующих работах:

1. Пинигин С.А, Костина Г.М.,. Дробышев В.Ф., Фатьянов А.В., Глотова Е. В. и др. (всего 6 чел.) Переработка упорных золотомышьяковых концентратов методом щелочного электрохимического выщелачивания // Четверть века отраслевой геологической науки Забайкалья. Тезисы докл. научно - практ. конференции посвящ.енной 25-летию ЗабНИИ. - Чита: ЗабНИИ, 1989. - С. 127 - 129.

2. Пинигин СА. Использование нецианистых растворителей в процессах переработки золотосодержащих руд и концентратов // Ресурсы Забайкалья. - Чита: ЗабНИИ, 2001. №1 -С. 49-52.

3. Пинигин С.А. Интенсификация процесса кучного выщелачивания. Изучение фильтрационных свойств сложных по гранулометрическому составу золотосодержащих продуктов // Ресурсы Забайкалья. - Чита: ЗабНИИ, 2001. №4 - С. 60 - 65.

4. Пинигин СА, Романько ОА Интенсификация процесса кучного выщелачивания //Новый век - новые открытия. Материалы межрегиональной конференции посвященной 40- летаю ЗабНИИ. - Чита: ЗабНИИ, 2001. - С. 310 - 313.

5. Дробышев В, Кулигин В, Фатьянов А., Красникова Т., Ильин Ю и др. (всего 8чел).). Новые технологии переработки руд Восточного Забайкалья // Ресурсы Забайкалья. - Чита: ЗабНИИ, 2002. № 3 (7) - С. 65 - 69.

6. Пинигин СА, Фатьянов А.В. Кучное выщелачивание сложных по гранулометрическому составу золотосодержащих продуктов // Экологические проблемы и новые технологии комплексной переработки минерального сырья (Плаксинские чтения): Труды международного совещания. Часть 3. - Москва - Чита: ЧитГТУ, 2002. -С. 65-75.

7. Пинигин С.А. Иодиды как малотоксичные заменители цианида в процессах выщелачивания золотосодержащего сырья // Экологические проблемы и новые технологии комплексной переработки минерального сырья (Плаксинские чтения): Труды международного совещания. Часть 3. - Москва - Чита: ЧитГТУ, 2002. - С. 101 - 109.

8. Пинигин С.А., Фатьянов А.В. Кучное выщелачивание золотосодержащих руд с применением окомкования // Обогащение руд. - 2003. № 1 - С. 20 - 24.

9. Пинигин С.А., Фатьянов А.В., Романько О.А. Некоторые направления по интенсификации процесса кучного выщелачивания золотосодержащих руд и техногенных отходов // Перспективы развития золотодобычи в Забайкалье: Межрегиональная научно - практическая конференция. - Чита: ЗабНИИ, 2003. - С. 72 - 74.

10. Кулигин В.Я., Широкий О.И., Пинигин СА, Ходкевич Д.В., Космачева Г.П. и др. (всего 7 чел.) Рациональные направления промышленной переработки техногенных скоплений Любавинского рудного узла // Перспективы развития золотодобычи в Забайкалье: Межрегиональная научно - практическая конференция. - Чита: ЗабНИИ, 2003.-С. 96-98.

11. Дробышев В., Глотова Е., Кулигин В., Красникова Т., Пинигин СА Золотосодержащим рудам и россыпям современные методы переработки // Ресурсы Забайкалья. - Чита: ЗабНИИ, 2003. № 3(11) - С. 48 - 51.

12. Патент РФ на изобретение № 2223339 // Способ извлечения золота кучным и перколяционным выщелачиванием из шламистых и глинистых руд / Пинигин С.А., Фатьянов А.В., Романько ОА -Заявл. 30.05.2002; Опубл. 10.02.2004 Бюл. №4.

»1956/

Сдано в набор 20.10.2004 г. Подписано в печать 20.10.2004 г. Формат 64x80 1/16. Объем 1.0 п.л. Заказ 4642. Тираж 100 экз.

Сверстано и отпечатано в частной типографии Богданова Г.Г. Свидетельство РЛП 3187. Изд. лицензия ИД № 01221001292. 672000, г. Чита, ул. Костюшко-Григоровича, 4. Телефон 26-0247, факс 26-02-65

Содержание диссертации, кандидата технических наук, Пинигин, Сергей Александрович

ВВЕДЕНИЕ.

1. ТЕХНОЛОГИЧЕСКИЕ ОСОБЕННОСТИ ПЕРЕРАБОТКИ ЗОЛОТОСОДЕРЖАЩИХ РУД.

1.1. Современное состояние технологии кучного выщелачивания при переработке низкосортных и техногенных руд.

1.2. Практика переработки различных видов золотосодержащего минерального сырья на основе кучного выщелачивания.

1.3. Основные направления развития технологии извлечения золота в процессе кучного выщелачивания.

1.4. Выводы.

2. ОСНОВНЫЕ ПРИНЦИПЫ ВЫБОР А И ПРАКТИЧЕСКОГО ПРИМЕНЕНИЯ РАСТВОРИТЕЛЕЙ ЗОЛОТА.

2Л . Химия золота в водных растворах.

2.1.1. Термодинамика гидрометаллургических процессов.

2.2. Применение цианистых растворителей.

2.3: Выщелачивание золота растворами тиомочевины.

2^4. Тиосульфатное выщелачивание золота.

2.5. Выщелачивание золота растворами полисульфидов.

2.6., Выщелачивание золота с использованием некоторых органических растворителей.

2.7. Выщелачивание золота галогенидными растворителями.

2.7.1. Хлоридное выщелачивание золота.

2.7.2. Бромидное выщелачивание золота.

2.7.3. Иодидное выщелачивание золота.

2.8. Выводы.

3. ОСОБЕННОСТИ ВЫЩЕЛАЧИВАНИЯ ЗОЛОТА С ИСПОЛЬЗОВАНИЕМ ЙОД - ИОДИДНОЙ СИСТЕМЫ.

3.1. Основные положения кинетики растворения твердых веществ.

3.2. Основные физико - химические характеристики йод — иодидной системы.

3:3. Кинетика процесса выщелачивания золота в йод - иодидной системе.

3.4. Исследования процессов электрохимического получения иодидных растворителей.

3.5. Выводы.

4. ИССЛЕДОВАНИЯ ТЕХНОЛОГИИ ПЕРЕРАБОТКИ ЗОЛОТОСОДЕРЖАЩЕГО СЫРЬЯ С БОЛЬШИМ СОДЕРЖАНИЕМ ТОНКОДИСПЕРСНЫХ ФРАКЦИЙ ПРИМЕНИТЕЛЬНО К НЕКОТОРЫМ РУДНЫМ ОБЪЕКТАМ.

4.1. Физико-химические характеристики объектов исследования проб руд Урало-Архангельского, Ильинского рудопроявлений, лежалых хвостов Бал ейской ЗИФ и ЗИФ рудника «Любовь».

4.2. Методика оценки проницаемости исследуемых объектов.

4.3. Исследование процессов гидратационного структурообразования объектов исследования.

4.3.1. Разработка технологии получения природных высокомолекулярных соединений содержащих активные функциональные группы — гуминовых продуктов.

4.3.2. Исследования фильтрационных характеристик выщелачивающего раствора при введении добавок высокомолекулярных соединений.

4.4. Исследования процесса окомкования сложных по гранулометрическому составу золотосодержащих материалов.

4.5. Определение оптимальных условий подготовки шихты для окомкования с использованием методов математического планирования эксперимента.

4.6. Перколяционное выщелачивание окомкованного материала.

4.7. Выводы.

5. РАЗРАБОТКА ТЕХНОЛОГИИ КУЧНОГО ВЫЩЕЛАЧИВАНИЯ ЗОЛОТОСОДЕРЖАЩИХ РУД НЕКОТОРЫХ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ВОСТОЧНОГО ЗАБАЙКАЛЬЯ.

5.1. Агитационное выщелачивание руды месторождения «Железный кряж».

5.2. Перколяционное выщелачивание руды Казаковско-Ключевское месторождения.

5.3. Перколяционное выщелачивание руды Малеевского участка Итакинского месторождения.

5.4. Разработка технологии переработки золотосодержащего сырья.

5.4.1. Технологическая схема переработки золотосодержащего сырья с использованием иодидного растворителя.

5.4.2. Разработка технологии переработки золотосодержащего сырья -шламистых, глинистых золотосодержащих руд и продуктов1 обогащения.

5.5. Выводы.

6. ТЕХНИКО-ЭКОНОМИЧЕСКАЯ ОЦЕНКА РАЗРАБОТАННОЙ ТЕХНОЛОГИИ КУЧНОГО ВЫЩЕЛАЧИВАНИЯ.

6.1. Сравнительная оценка экономической эффективности переработки руд Урало-Архангельского, Ильинского рудопроявлений и хвостов ЗИФ «Любовь».

6.2. Сравнительная оценка экономической эффективности переработки руды Малеевского участка Итакинского месторождения с применением иодидных и цианидных растворителей золота.

Введение Диссертация по наукам о земле, на тему "Рудоподготовка для кучного выщелачивания при обогащении тонкозернистого золотосодержащего сырья с использованием йод-иодидной системы"

Актуальность работы. Снижение качества минерально-сырьевой1 базы золотодобывающей отрасли, связанное с истощением запасов богатых и легко-обогатимых руд, постоянный рост в последнее годы тарифов на энергоресурсы и транспортные услуги, привели к тому, что использование традиционных технологий извлечения золота из руд и золотосодержащих продуктов зачастую; становится нерентабельным.

Разработка и: внедрение в золотодобывающую промышленность эффективных и малозатратных технологий, к одной из которых относится технология i кучного выщелачивания, позволяет расширить минерально-сырьевую базу золота, за счет переработки низкосортного сырья (бедных и забалансовых руд, руд кор выветривания, отвалов и лежалых хвостов золотоизвлекательных фабрик), и осуществить их рентабельную переработку.

Одним из направлений < совершенствования кучного выщелачивания является снижение крупности (до минус 3-5мм и меньше) перерабатываемого материала, что позволяет интенсифицировать процесс, извлечения золота, однако руды (лежалые хвосты), содержащие избыточное количество глин или шлами-стых фракций, образованных дроблением, вызывают затруднения, связанные с фильтрацией растворителя (снижение скорости просачивания растворителя, образование каналов в рудной массе, не выщелачиваемых зон в куче), а также с ее формированием. Данные проблемы снимаются при агломерации шламистых и глинистых руд. Основная цель агломерирования руд для кучного выщелачивания — получить пористый материал, который будет устойчив и в период складирования, и в период выщелачивания. Существенное влияние на прочность ш проницаемость окатышей оказывают различные химические и поверхностно-активные добавки, которые позволяют управлять процессами гидратационного структурообразования.

Исследования по поиску различных связующих в комбинации с поверхностно- активными добавками продолжают оставаться актуальными, так как введение в шихту, подготовленную для окомкования, поверхностно- активных добавок позволяет улучшить качество получаемых окатышей и, в конечном итоге, повысить извлечение благородных металлов при сокращении продолжительности выщелачивания; использование в качестве поверхностно-активных добавок природных соединений, в частности гуминовых кислот, позволяет снизить затраты, связанные с применением дефицитных и дорогостоящих синтетических препаратов, а замена цианистого раствора высокоэффективным и менее токсичным растворителем золота повышает экологическую безопасность процесса и снижает затраты на природоохранные мероприятия.

Основная научная»идея работы. Интенсификация процесса кучного выщелачивания труднообогатимого золотосодержащего; сырья за? счет использования в процессе рудоподготовки поверхностно-активных веществ природного происхождения. Выбор и замена цианистого растворителя; малотоксичным галоидным растворителем, позволяющим сократить продолжительность выщелачивания в 3 — 6 раз.

Цель работы. Использование природных высокомолекулярных соединений — гуминовых кислот при обогащении тонкозернистого золотосодержащего сырья для повышения качества получаемых в процессе рудоподготовки окатышей и интенсификация на этой основе процесса кучного выщелачивания глинистых (шламистых) руд. Теоретическое обоснование и экспериментальное изучение возможности замены цианистого растворителя растворителем на основе соединений йода.

Основные задачи исследований.

Изучение возможности замены полиакрил амида в процессе окомкования с глинистых (шламистых) золотосодержащих материалов; природными высокомолекулярными соединениями — гуминовыми кислотами. Практическое использование гуминовых продуктов и иодидного растворителя при извлечении золота из руд и продуктов обогащения Восточной Сибири и Забайкалья.

Объекты исследований. Руды Урало-Архангельского и Ильинского рудо-проявлений, хвосты ЗИФ рудника «Любовь», руды месторождений: "Железный кряж", "Казаковско-Ключевское", Итакинское (Малеевский участок).

Предмет исследований — процессы рудоподготовки и выщелачивания шламистых золотосодержащих руд с применением нецианистых растворителей.

1. Рудоподготовка тонкозернистого золотосодержащего сырья для кучного выщелачивания определяется использованием поверхностно-активных веществ, обеспечивающих регулирование прочностных и фильтрационных характеристик окатышей.

2. Замена цианистого растворителя малотоксичным растворителем на основе йод-иодидной- системы позволяет за счет высоких кинетических свойств достигнуть сопоставимых со стандартной технологией показателей по извлечению золота в раствор при сокращении продолжительности; выщелачивания в 3- 6 раз:

Научная новизна работы заключается в следующем: — показана и экспериментально подтверждена возможность замены синтетических высокомолекулярных ПАВ природными высокомолекулярными соединениями — гуминовыми кислотами в процессах рудоподготовки золотосодержащего сырья для кучного выщелачивания; изучены кинетические закономерности растворения золота в иодидном растворителе и кинетика извлечения золота из золотосодержащих продуктов некоторых месторождений Восточного Забайкалья; экспериментально определены технологические параметры проведения выщелачивания и регенерации иодидного растворителя; на основе многофакторного метода планирования эксперимента составлены регрессионные уравнения и подобран оптимальный состав шихты.

Практическая ценность работы. Разработка новых технологий переработки забалансового и труднообогатимого золотосодержащего сырья. Результаты исследований переданы в виде отчетов ФГУП ЗабНИИ по теме 283 «Провести исследования по интенсификации^ кучного выщелачивания сложных по гранулометрическому составу золотосодержащих руд с применением метода: окомкования» и по теме 284 «Исследования по гидрометаллургической переработке золотосодержащих руд и концентратов с использованием нецианистых растворителей» Комитету природных ресурсов по Читинской области и Агинскому Бурятскому автономному округу. Материалы отчетов использованы при составлении технологических регламентов «Технологический регламент для проектирования Итакинского горно-обогатительного предприятия по переработке первичных руд Итакинского золоторудного месторождения» и «Технологический регламент для разработки рабочего проекта промышленной установки кучного выщелачивания окисленных руд месторождения Погромного».

Личный; вклад .соискателя. Автору принадлежат: постановка цели и задач исследований; разработка методик выполнения; работ; идея замены синтетических высокомолекулярных ПАВ- на основе полиакриламида в процессах рудоподготовки, природными высокомолекулярными соединениями на основе гуминовых кислот; выбор в качестве альтернативы цианиду — иодидного растворителя; проведение экспериментальных исследований, обработка и- анализ полученных данных; разработка технологических схем получения гуминовых продуктов и схем переработки различного золотосодержащего сырья с использование окомкования на цементной связке с добавкой гуминовых кислот; экспериментальное подтверждение в лабораторных условиях высокой эффективности иодидного растворителя.

Апробация работы. Результаты работы докладывались и обсуждались на: геолого-геофизическо-технологической секции Ученого совета ЗабНИИ (Чита, 2000, 2002); НТС комитета природных ресурсов по Читинской области и Агинскому БАО (Чита, 2000, 2002); межрегиональной научно-технической конференции, посвященной 40- летию ЗабНИИ «Новый век — новые открытия (Чита, 2001); международном совещании «Экологические проблемы и новые технологии комплексной переработки минерального сырья (Плаксинские чтения)» (Москва — Чита, 2002); межрегиональной научно-технической конференции «Перспективы развития золотодобычи в Забайкалье» (Чита, 2003); пятой научно-практической конференции посвященной 30 - летию Горного института Читинского государственного университета (Чита, 2004)

Публикации. По теме диссертации опубликовано 12 научных работ, включая патент РФ на изобретение.

Заключение Диссертация по теме "Обогащение полезных ископаемых", Пинигин, Сергей Александрович

5.5. Выводы

Лабораторные технологические испытания иодидного растворителя на. различных типах руд ряда месторождений Забайкалья позволяют сделать вывод о том, что при сходных показателях по извлечению золота и расходах реагентов продолжительность процесса существенно ниже:

- при агитационном выщелачивании руды месторождения "Железный кряж" извлечение золота в пределах 87 - 89 % происходит за 50 минут, в цианистом растворе за время контакта 24 часа извлекается 90% золота;

- при перколяционном выщелачивании за 12 суток извлечение золота в продуктивный раствор из руды Казаковско-Ключевского месторождения составляет 90 %, при содержании золота в хвостах 0,2 г/т, содержании золота в растворе 2,4 мг/мл и расходе 12 - 1,44 кг/т, при цианировании за 76 суток выщелачивания извлечение золота в раствор достигает 80,9 %, содержание золота в хвостах 0,2 кг/т, расход цианида 0,48 кг/т, извести 1,4 кг/т); перколяционное выщелачивание руды Малеевского участка Итакинского месторождения за 20 суток, при концентрации растворителя 0,005М по йоду позволяет извлечь в продуктивный раствор золота - 69,4 %, серебра - 20,6 %, при этом содержание золота в растворе - 5,78 мг/мл, серебра -1,72 мг/мл, содержание золота в хвостах 0,6 г/т, серебра-9.5 г/т, расход йода - 1,09 кг/т, цианированием за 60 суток извлекается 73 % золота, 28 % серебра, при содержании золота в хвостах 0,8 г/т, расходе цианистого калия 0,6 кг/т, извести 2,0 кг/т, гидрооксида натрия 0,2 г/т; полученные результаты позволяют рассматривать иодидные системы реальной альтернативой цианиду в процессах кучного и подземного выщелачивания, а также для переработки золотосодержащих продуктов традиционными гидрометаллургическими методами; по результатам проведенных лабораторных исследований предложены несколько вариантов технологических схем для переработки глинистых (шламистых) золотосодержащих руд и продуктов обогащения, а также схема с заменой цианистого раствора иодидным растворителем.

6. ТЕХНИКО-ЭКОНОМИЧЕСКАЯ ОЦЕНКА РАЗРАБОТАННОЙ ТЕХНОЛОГИИ КУЧНОГО ВЫЩЕЛАЧИВАНИЯ1

Геолого-экономическая оценка проводилась укрупненным способом с использованием Методики геолого-экономической оценки (переоценки) запасов месторождений твердых полезных ископаемых по укрупненным технико-экономическим показателям [51], Методических рекомендаций по геолого-экономическому обоснованию методики поисково-оценочных работ на твердые полезные ископаемые [52] и работы Г.Г.Минеева и С.Б.Леонова «Кучное выщелачивание золотосодержащих руд» [56].

6.1. Сравнительная оценка экономической эффективности переработки руд Урало-Архангельского, Ильинского рудопроявлений и хвостов

ЗИФ «Любовь»

При расчете стоимости товарной продукции при переработке руд Урало-Архангельского и Ильинского рудопроявлений, а также хвостов ЗИФ «Любовь» использованы мировые цены конца 2001г. (Справочно-информационные сборники «Цены и рынок», «Внутренние, мировые и контрактные цены»). Цена золота принята на уровне - 8,39 дол/г. при официальном курсе доллара 30 руб./дол.

Основные технико-экономические показатели переработки руд (хвостов) рассматриваемых объектов приведены в табл. 6.1- 6.2 (Приложение 1).

Капитальные вложения в цех выщелачивания рассчитывались прямым способом (технологическое оборудование) по ценам на начало 2002г. и по величине удельных капитальных затрат на остальные производственные процессы (устройство площадки, формирование кучи и обезвреживание стоков) [56]. Учитывались прочие капитальные вложения в размере 30% от суммы предыдущих статей.

1 Расчеты проведены ст. научн. сотрудником отдела экономики минерального сырья ФГУП ЗабНИИ Космачевой Г.П.

Себестоимость выщелачивания рассчитывалась прямым способом по статьям эксплуатационных затрат. Заработная плата определена исходя из списочной численности рабочих и среднемесячной зарплаты (4000 руб.). Заработная плата прочего цехового персонала, ИТР и служащих отражена в цеховых расходах. Единый социальный налог принят в размере 38,5% от фонда заработной платы (пенсионный фонд - 28%, социальное страхование - 5,4%, фонд занятости - 1.5%. медицинское страхование - 3,6%). Затраты на материалы и реагенты рассчитаны исходя их нормы расхода на 1т перерабатываемой руды или хвостов и цены, принятой на уровне начала 2002г. Цена на гуминовую кислоту взята на уровне полиакриламида (11,3руб/кг). Затраты на электроэнергию также определены исходя из ее расхода на выщелачивании (5 кВт.ч/т) и ставки платы для промышленных предприятии (0,6руб/кВт.ч). Амортизационные отчисления по оборудованию определены на основании "Единых норм амортизационных отчислений на полное восстановление основных фондов " (1990г.) и их балансовой стоимости. Расходы на содержание и эксплуатацию оборудования, включающие затраты на текущий и капитальный ремонты, приняты в размере 70% от величины амортизационных отчислений.

Налоги, входящие в структуру эксплуатационных затрат, рассчитаны следующим образом: налог на добычу определяется согласно «Налогового Кодекса РФ» в соответствии со ставкой платежа равной 6% (база платежа - годовая стоимость добытого сырья); транспортный налог составляет 1% от фонда заработной платы; базой платежей за воду (0,1%), землю (0,2%), НИОКР (1%) является годовая стоимость товарной продукции. Налоги, начисляемые по результатам финансовой деятельности: налог на имущество (2% от величины общих капитальных вложений); сборы на нужды образования (0,5% от годовых эксплуатационных затрат); налог на культурные нужды (1,5% от годовой стоимости товарной продукции); налог на прибыль (24% от налогооблагаемой прибыли).

Анализируя технико - экономические показатели, приведенные в табл. 6.1. - 6.2. (Приложение 1), можно сделать следующие выводы:

- по Урало-Архангельскому рудопроявлению экономическое преимущество наблюдается в варианте кучного выщелачивания окатышей (годовая прибыль составляет 12 млн.руб., рентабельность—48 %), технико-экономические показатели варианта переработки неокомкованной руды несколько ниже (в основном из-за низкого извлечения золота и длительного времени выщелачивания);

- технико-экономические показатели кучного выщелачивания руд Ильинского рудопроявления свидетельствуют о рентабельной переработке как неокомкованной руды, так и окатышей, годовая прибыль практически одинаковая (34 - 36 млн.руб.), рентабельность находится на уровне 138-140 %, однако продолжительность выщелачивания в 5,5 раз меньше, чем в варианте без окомкования;

- ориентировочные технико-экономические .показатели разработки хвостов? ЗИФ «Любовь» свидетельствуют о рентабельном освоении окомкованного материала при расходе гуминовой кислоты 0,05кг/т (годовая прибыль составляет 7,8 млн.руб., рентабельность - 56,4 %).

При расчете стоимости товарной продукции использованы мировые цены (Лондонский фиксинг от 25.09.04). Цена реализации недропользователем золота принята на уровне - 12,66 дол/г, серебра -0,14дол./г при официальном курсе доллара 29,8 руб./дол.

Основные технико-экономические показатели переработки руд рассматриваемого объекта приведены в табл. 6.3 - 6.4 (Приложение 1)

Капитальные вложения в строительство карьера приняты по укрупненным удельным капвложениям в золоторудные месторождения Забайкалья.

Капитальные вложения в обогатительную фабрику и цех выщелачивания рассчитывались прямым способом (технологическое оборудование) по ценам 2004г. и по величине удельных капитальных затрат на остальные производственные процессы (устройство площадки, формирование кучи и обезвреживание стоков). Учитывалось возможное совместное использование оборудования при переработке концентратов из руды участка Сурьмяная Горка и участка Малеевского.

Себестоимость получения и переработки 1т концентратов-рассчитывалась прямым способом по статьям эксплуатационных затрат.

Заработная плата определена исходя из списочной численности рабочих обогатительной фабрики и цеха выщелачивания и среднегодовой зарплаты (бОт.р:). Заработная плата прочего цехового персонала, ИТР и служащих отражена в цеховых расходах. Единый социальный налог принят в размере 35,6% от фонда заработной платы. Затраты на материалы и реагенты рассчитаны исходя их нормы расхода на 1т перерабатываемой руды и цены, принятой на уровне 2004г. Цена на гуминовую кислоту взята по аналогии с поли-акриламидом (11.3 руб/кг). Затраты на электроэнергию также определены исходя из ее расхода на переработку (43кВт.ч/т - получение концентрата, 10 кВт.ч/т - переработка концентратов и 5 кВт.ч/т - выщелачивание) и ставки платы для промышленных предприятий (0.81руб/кВт.ч). Амортизационные отчисления по оборудованию определены на основании "Единых норм амортизационных отчислений на полное восстановление основных фондов " (1990г.) и их балансовой стоимости. Расходы на содержание и эксплуатацию оборудования, включающие затраты на текущий и капитальный ремонты, приняты в размере 70% от величины амортизационных отчислений. Налоги, входящие в структуру эксплуатационных затрат, рассчитаны следующим образом: налог на добычу определяется согласно «Налогового Кодекса РФ» в соответствии со ставкой платежа равной 6% для золота и 6.5% - для серебра (база платежа - годовая стоимость добытого сырья); транспортный налог составляет 1% от фонда заработной платы; базой платежей за воду (0.1%), землю (0.2%), НИОКР (1%) является годовая стоимость товарной продукции. Налоги, начисляемые по результатам финансовой деятельности: налог на имущество (2% от величины общих капитальных вложений); сборы на нужды образования (0,5% от годовых эксплуатационных затрат); налог на культурные нужды (1,5% от годовой стоимости товарной продукции); налог на прибыль (24% от налогооблагаемой прибыли).

Анализируя технико - экономические показатели, приведенные в табл. 6.3 - 6.4 (Приложение 1), можно сделать следующие выводы:

1. Разработка руд Малевского участка открытым способом по рассматриваемым технологическим схемам характеризуется положительными технико-экономическими показателями.

2. Наибольшая рентабельность отработки объекта наблюдается при использовании иодидных растворов 37,3% (при использовании цианистых растворов 18,2%). Преимущество переработки руд по этому варианту объясняется меньшими затратами на материалы и реагенты при получении и переработке концентратов и невысокими расходами на обезвреживание иодидных растворов по сравнению с цианистыми.

3. Предотвращенный экономический ущерб при использовании ио-дидного растворителя составляет 9,87 руб/год. Предотвращенный экономический ущерб при использовании цианистого растворителя составляет 448875 руб/год.

ЗАКЛЮЧЕНИЕ

В диссертационной работе даны решения актуальных задач интенсификации кучного выщелачивания золота с использованием на стадии рудо подготовки способов окомкования шламистых и глинистых фракций с добавками высокомолекулярных поверхностно-активных веществ природного происхождения - гуминовых кислот и иодидного растворителя, позволяющие расширить минерально-сырьевую базу золотодобывающей отрасли.

Основные научные и практические результаты работы заключаются в следующем:

V. Анализ патентной и научно-технической информации показывает, что введение при. рудоподготовке к кучному выщелачиванию золотосодержащего сырья стадии окомкования с использованием цементных связок с добавками высокомолекулярных ПАВ, позволяет организовать высокорентабельное извлечение золота из глинистых и шламистых руд, тонкоизмельченных продуктов обогащения, лежалых хвостов обогатительных фабрик.

4. Термодинамическим анализом показана высокая устойчивость иодидного комплекса золота в широком диапазоне рН раствора (от минус 2 до 12), а низкая токсичность исходных продуктов, возможность электрохимического получения и регенерации растворителя в йодном процессе, наряду с высокими кинетическими показателями, позволяют рассматривать системы на основе К I - 12 как весьма перспективные для разработки бесцианистой технологии извлечения золота.

5. Проведенные кинетические исследования показали, что процесс растворения золота протекает в переходной, области в диапазоне температур 20 - 60 °С (кажущаяся энергия активации Е = 28,8 кдж/М) с переходом в диффузионную область при дальнейшем повышении температуры (кажущаяся энергия активации Е =10,2 кдж/М); реакция растворения золота в растворе К13 имеет первый порядок, а скорость растворения золота в иодидном растворителе выше, скорости растворения в цианистом растворе (скорость растворения Аи в иодидном растворителе при концентрациях К13 - 0,12 % и 0,25 %, составляет соответственно 7,83 и 14,13 мг/см ч, что в 5 - 9 раз больше скорости растворения золота в 0,1 % растворе NaCN); для снижения потерь йода необходимо увеличивать концентрацию комплексообразующих солей; электрохимическое получение и регенерацию иодидного растворителя необходимо проводить в электролизере с разделением электродных пространств, при этом выход по току в диапазоне плотностей тока 20 - 200 А/м2 составляет 98-83 %.

6. Полученные с использованием методов планированного эксперимента регрессионные уравнения,, описывающие влияние состава шихты на процессы фильтрации и качество окатышей позволили подобрать оптимальные соотношения компонентов шихты. Соотношение классов крупности 50/50, (в числителе приведено содержание фракции минус 5,0 + 1,0 мм в %, а в знаменателе содержание фракции минус 1,0 мм); расход цемента 40 кг/т, расход гуминовой кислоты 2,75 кг/т; для хвостов ЗИФ «Любовь» расход цемента 45 кг/т, расход гуминовой кислоты 0,05 кг/т. Испытания окатышей с вышеуказанным составом шихты показали, что расхождение между расчетными и фактическими значениями прочностных характеристик и коэффициентов фильтрации не более 10 %.

7. Перколяционное выщелачивание в течение 14 сут окомкованного материала

3 2 при плотности орошения 0,130 м / м • ч, позволило получить на рудах:

- Урало-Архангельского рудопроявлення - извлечение Au - 81,20 %, содержание золота в хвостах 0,32 г/т;

- Ильинского рудопроявлення - извлечение Au - 84,58 %, содержание золота в хвостах 0,54 г/т;

- на хвостах ЗИФ «Любовь» - извлечение Au - 80,95 %, содержание золота в хвостах 0,14 г/т.

Таким образом, измельчение исходной руды Урало-Архангельского рудопроявлення до крупности минус 5,0 мм, или предварительная классификация руды позволяют повысить извлечение золота на 46,59 % при сокращении продолжительности выщелачивания в 5,5 раза по сравнению с перколяционным выщелачиванием неокомкованой руды крупностью минус 20 мм. Те же мероприятия для руды Ильинского рудопроявлення, позволяют повысить извлечение золота в продуктивный раствор на 12,39 % при сокращении времени выщелачивания в 5,5 раза. Перколяционное выщелачивание лежалых хвостов ЗИФ «Любовь» с применением окомкования позволяет добиться высокого извлечения золота (больше 80 %) при малой (14 сут) продолжительности выщелачивания.

- при агитационном выщелачивании руды месторождения "Железный кряж" извлечение Au в иодидный раствор в пределах 87 - 89% происходит за 50 минут, в цианистый раствор за время контакта 24 часа извлекается 90% золота;

- при перколяционном выщелачивании за 12 суток извлечение золота в продуктивный раствор из руды Казаковско-Ключевского месторождения составляет 90 %, содержание золота в хвостах 0,2 г/т, концентрация Au в растворе 2,4 мг/мл и расход 12 - 1,44 кг/т; при цианировании за 76 суток выщелачивания извлечение Au в раствор достигает 80,9%, (содержание Au в хвостах 0,2 кг/т, расход цианида 0,48 кг/т, извести 1,4 кг/т);

- перколяционное выщелачивание руды Малеевского участка Итакинского месторождения за 20 суток, при концентрации растворителя 0,005М по йоду позволяет извлечь в продуктивный раствор золота - 69,4 %, серебра - 20,6 %, при этом концентрация Au в растворе - 5,78 мг/мл, Ag - 1,72 мг/мл, содержание золота в хвостах 0,6 г/т, Ag - 9.5 г/т, расход йода- 1,09 кг/т; цианированием за 60 суток извлекается 73 % золота, 28 % серебра, при содержании Au в хвостах 0,8 г/т, расходе цианистого калия 0,6 кг/т, извести 2,0 кг/т, гидрооксида натрия 0,2 г/т.

9. По результатам проведенных лабораторных исследований предложены несколько вариантов1 технологических схем. для переработки глинистых (шламистых) золотосодержащих руд и продуктов обогащения, а также схема с заменой цианистого раствора иодидным растворителем.

10. Сравнительным технико-экономическим анализом показано, что по Урало-Архангельскому рудопроявлению экономическое преимущество наблюдается в варианте кучного выщелачивания окатышей. Годовая прибыль. составляет 12 млн. руб., рентабельность-48 %), технико-экономические показатели варианта переработки неокомкованной; руды несколько ниже (в основном из-за низкого извлечения золота и длительного времени- выщелачивания). Технико-экономические показатели кучного выщелачивания руд Ильинского рудопроявления свидетельствуют о рентабельной переработке как не-окомкованной руды, так и окатышей, годовая прибыль практически одинаковая (34 - 36 млн. руб.), рентабельность находится на уровне 138-140 %, однако продолжительность выщелачивания в=5,5 раз меньше, чем в варианте без окомкования.

12. Сравнительным технико-экономическим анализом показано, что при кучном выщелачивания руд Малеевского участка Итакинского месторождения экономическое преимущество наблюдается в варианте кучного выщелачивания иодидным растворителем (иодидный растворитель - годовая прибыль 63,04 млн. руб., рентабельность - 37,3 %; цианистый растворитель годовая прибыль - 36,49 млн. руб., рентабельность - 18,2 %). Предотвращенный экономический ущерб при использовании иодидного растворителя составляет 9,87 руб/год. Предотвращенный экономический ущерб при использовании цианистого растворителя составляет 448875 руб/год.

Библиография Диссертация по наукам о земле, кандидата технических наук, Пинигин, Сергей Александрович, Чита

1. Абрамзон А.А. Поверхностно-активные вещества. // Свойства и применение. -Л.: Химия, 1981. -304 с.

2. Батлер Д.Н. Ионные равновесия. Л: «Химия», 1977. 448с.

3. Белявский М.А., Мейерович А.С., Меретуков М.А. Перспективные способы гидрометаллургической переработки золото и серебросодержащего сырья за рубежом: Обзорная информ. / ЦНИИЭМ ЦМ. Вып.З. -М.,1985. -45с.

4. Бенсон С. Основы химической кинетики. М.: «Мир», 1964. 603 с.

5. Бусев А.И., Иванов В.М: Аналитическая химия золота. М.: Наука, 1973, -264 с.

6. Бывальцев В.Я., Панченко А.Ф.и др. Тиокарбамидное выщелачивание золота из сурьмяных концентратов //Цв.металлургия -1987. N6. С. 27 - 28.

7. Бывальцев В:Я.,Скобеев И.К. и др. Изучение кинетики растворения золота и сурьмы в кислых растворах тиокарбамида // Изв. вузов Цв. металлургия. -1988. № 1. - С.72 - 77.

8. Варенцов В.К. Углеграфитовые волокнистые материалы — новые электроды, для извлечения металлов из разбавленных растворов. // Известия СО АН СССР. Серия химических наук. 1984. В.6, № 17. С. 120 127.

9. Варенцов В.К. Электролиз с объемно-пористыми электродами в. гидрометаллургии благородных металлов. // Известия СО АН СССР. Серия химических наук. 1984. В.6, №17. С. 106- 120.

10. Варенцов В.К., Белякова З.Т. Электролитическое извлечение благородных металлов из щелочных элюатов на углеграфитовые катоды. // Цветные металлы. 1984. №3. С. 37 -39.

11. Варенцов В.К., Белякова З.Т. Электролитическое извлечение серебра из тиомочевинных растворов на углеграфитовые катоды. // Цветные металлы. 1983. № 11. С. 17-19.

12. Варенцов В.К., Варенцова В;И. Переработка растворов золота; в царской водке электролизом на углеродных волокнистых катодах. // Цветные металлы. 2000. № 5. С. 69 71.

13. Гашпар В., Буреш Р. и др. Цементация золота и серебра из тиокарбамидных растворов //Благородные металлы и алмазы в новых областях техники. -М.:Тиналмаззолото, 1991. С. 152 - 158.

14. Глекель Ф.Л. Физико- химические основы применения добавок к минеральным вяжущим. Ташкент: «Фан», УзССР, 1975. - 200 с.

15. Глекель Ф.Л., Кооп Р.З., Ахмедов К.С. Регулирование гидратационного структурообразования поверхностно-активными веществами. Ташкент: «Фан», УзССР, 1986.-224 с.

16. Гуминовые вещества в биосфере. М.: Наука, 1993. - 237 с.

17. Гуминовые удобрения. Теория и практика их применения. Ч.З. Киев, Урожай, 1968.-388 с.

18. Дементьев В.Е., Татаринов А.П., Гудков С.С. Основные аспекты технологии кучного выщелачивания золотосодержащего сырья. // Горный журнал. -5.-2001.-С. 53-55

19. Дробышев В.Ф., Кулигин В.Я:, Пинигин G.A. и др. Новые технологии переработки руд Восточного Забайкалья. / Ресурсы Забайкалья, № 3 (7). -2002-С. 65-69

20. Елизаров А.Г. Экономические критерии эффективности применения фло-кулянтов при фильтровании суспензий // Цветные металлы. 2000. №5 - С. 5-6

21. Жучков И.А., Бубеев П.П. Исследования кинетики растворения сульфида меди в тиосульфатной' среде.//Изв.вузов. Цв.металлургия.- 1992.-№ 5. С.56-62

22. Зайнутдинов С.А., Ахмедов К.С. Получение искусственного структурооб-разователя К-4 для почв Средней Азии. Вкн.: Гуминовые и полимерные препараты в сельском хозяйстве. Ташкент: Изд-во АН УзССР, 1961, С. 44 -51.

23. Каковский И:А., Поташников Ю.М. Кинетика процессов растворения. М: Металлургия, 1975.- 224с.

24. Каравайко Г.И.,Верникова J1.M. Микробиологическое растворение золота. //Биотехнология металлов. /Под ред.Г.И.Каравайко и др. -М.,1989. -С.346-351.

25. Карибаев К.К. Поверхностно-активные вещества в производстве вяжущих материалов. Алма-Ата: Наука, КазССР, 1980. - 336 с.

26. Кармазин В.И., Серго Е.Е., Жендринский А.П. и др. Процессы и машины для обогащения полезных ископаемых. М.: Недра, 1974. - 560 с.

27. Коротич В.И; Теоретические основы окомкования железорудных материалов.- Mi: Металлургия, 1966. 152 с.

28. Кофман В.Я. Анализ состояния кучного выщелачивания за рубежом I СССР^ ЦНИИЦветмет экономики и информации, М; 1988 г.-83 с.

29. Кошев А.Н., Варенцов В.К., Камбург B.F. Математическое моделирование процесса электроосаждения металлов из многокомпонентных систем на проточные объемно-пористые электроды // Известия СО АН СССР. Серия химических наук. 1984. В.6, № 17. С. 24 27.

30. Круглов В.П. Научные основы получения, производства и применения торфяных физиологически активных препаратов: Автореф. дис. на соиск. ст. д-ра техн.наук. Калинин, 1987. - 50 с.

31. Крылова Г.С., Седельникова Г.В: Применение йодных растворителей взамен цианидов. / Горный журнал. № 12.- 2003.-С. 46-48.

32. Ксензенко В.И, Стасиневич Д.С. Химия и технология брома, йода и их соединений. М.: Химия, 1979. - 304 с.

33. Кудрявцев Е.М. Mathcad 2000 Pro. М.: ДМК Пресс, 2001. - 576 с.

34. Кучное выщелачивание благородных металлов /Под ред. М.И. Фазлуллина. М: Издательство Академии горных наук. 2001. - 647 с.

35. Лодейщиков В.В. Панченко А.Ф. Технологическая оценка некоторых растворителей золота. :Бюлл.ЦИИП цвет.мет. 1967. -№ 24. - С.8 - 10.

36. Лодейщиков В.В. и др. Исследования по применению тиомочевины в качестве растворителя рудного золота.//Научн.тр.Иргиредмет. Вып. 19. -М.Недра, 1968. - С. 72-84

37. Лодейщиков В.В. и др. Тиокарбамидное выщелачивание золотых и серебряных руд /Гидрометаллургия золота.- М: Наука, 1980. С.16 - 55.

38. Ломтатдзе В.Д. Физико-механические свойства горных пород. Методы лабораторных исследований. Л.: Недра, 1990. - 328 с.

39. Лотош В.Е. Окунев А.И Безобжиговое окускование руд и концентратов. -М:: Наука, 1980.-215 с.

40. Маерчак Ш. Производство окатышей. М.: Металлургия, 1982. - 232 с.

41. Маракушев С.А. Геомикробиология и биохимия золота. М.:Наука, 1991, -111с.

42. Меретуков М.А., Орлов A.M. Металлургия благородных металлов (зарубежный опыт).-М:Металлургия, 1990. 416с.

43. Методика геолого-экономической оценки (переоценки) запасов месторождений твердых полезных ископаемых по укрупненным технико-экономическим показателям. М.: ВИЭМС,1996. 29 с.

44. Методические рекомендации по геолого-экономическому обоснованию мег тодики поисково-оценочных работ на твердые полезные ископаемые. М.:1. ВИЭМС, 1987. -203 с.

45. Минеев Г.Г. О химическом и гидродинамическом режимах выщелачивания золота растворами тиокарбамида применительно к условиям геотехнологии. :Сб.Обогащение руд. Иркутск. ИПИ, 1989 - G. 34-43

46. Минеев Г.Г. Биометаллургия золота.-М:Металлургия, 1989. -160с.,

47. Минеев Г.Г. Дис.на соиск. уч. ст. д-ра тех. наук (05,16,03; 03,00,07). -Иркутск, 1981.-410с.

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

49. Минеев Г.Г., Пунишко О.А., Пантелеева О.В. Гипохлоритно- тиокарбамид-ное выщелачивание благородных металлов. :Сб. Обогащение руд.-Иркутск.:ИПИ,1990. С.78-81.

50. Орлов Д.G. Гуминовые вещества в биосфере. // Соровский образовательный журнал. № 2. - 1997. - С. 56 - 63.

51. Орлов Д.С. Свойства и функции гуминовых веществ. В кн.: Гуминовые вещества в биосфере. М.: Наука, 1993. С. 16-27.

52. Паддефет Р. Химия золота: Пер. с англ. М.: Мир, 1982. -267с.

53. Панченко А.Ф., Лодейщиков В.В., Шамис Л.А. Некоторые данные по извлечению золота из руд водными растворами ацетонциан.-3 гидрина.

54. Научн. тр. Иргиредмет.-Вып.20.-М.:Недра,1970. -С.144-148

55. Панченко А.Ф., Хмельницкая? О .Д., Лодейщиков В.В. и др. Опытно -промышленные испытания технологии подземного выщелачивания, золота хлорсодержащими растворителями. / III Конгресс обогатителей стран СНГ: Тезисы докл, т. 1. -М., 2001.-С. 23.

56. Пат. 435616 (СССР). Способ безобжигового упрочнения окатышей. Опубл. в БИ, 1974, №25.

57. Пат. № 2122593, Россия МПК 6 С 22 В 11/00. Способ извлечения золота из глинистых руд / А.П. Татаринов, В.Е. Дементьев, В.Я. Бывальцев (Россия). -№ 97115459/02; Заявлено 26.08.97; Опубл. 27.11.98.

58. Патент РФ на изобретение № 22233397/Способ извлечения золота кучным и перколяционным выщелачиванием из. шламистых и глинистых руд / Пи-нигин С.А., Фатьянов А.В., Романько О.А. Заявл. 30.05.2002; Опубл. 10.02.2004 Бюл. №4

59. Пещевицкий Б.И., Беляев А.В. и др. Кинетика реакций замещения лигандов в комплексных соединениях платиновых металлов и золота.-Новосибирск.:Наука,1974. -480с.

60. Пинигин С.А. Интенсификация процесса кучного выщелачивания. Изучение фильтрационных свойств сложных по гранулометрическому составу золотосодержащих продуктов.//Ресурсы Забайкалья.- 2001. №4 G. 60 - 65.

61. Пинигин С.А. Использование нецианистых растворителей в процессах переработки золотосодержащих руд и концентратов./ Ресурсы Забайкалья, №1.-2001.-С49-52.

62. Пинигин С.А., Фатьянов А.В: Кучное выщелачивание золотосодержащих руд с применением окомкования // Обогащение руд. 2003. № 1 - С. 20 -24.

63. Плаксин И.Н. Металлургия благородных металлов. М: Металлургиздат, 1943:-420с.

64. Плаксин И.Н., Кожухова М.А. Растворение золота и серебра в тиомочевине. /ДАН.-31.- 1941.- №7.-С. 671 -674.

65. Рубинштейн Ю.Б., Волков JI.A. Математические методы в обогащении полезных ископаемых. М.: Недра, 1987. - 296 с.

66. Сафарова С.А., Ахмедов К.С., Таджиев А.Т. Получение искусственных структурообразователей* на; основе гуминовых кислот. В кн.: Гуминовые удобрения. Теория и практика их применения:Ч.З. Киев, Урожай, 1968. С. 266-271.

67. Стромберг А.Г., Семченко Д.П. Физическая, химия. М., «Высшая школа», 1973.-480 с.

68. Сычева М.Н., Горенков H.JI., Турлычкин В.М. и др. Извлечение золота методом кучного выщелачивания из высокоглинистых кор выветривания // Горный журнал. № 5. - 2001. - С. 59 - 60.

69. Фиалков Я.А. Межгалоидные соединения. Киев, изд. АН УССР, 1958. -153 с.

70. Хмельницкая О.Д. Разработка технологии тиокарбамидного выщелачивания серебра из серебрянных и золото-серебрянных руд: Автореф. дис.канд.тех.наук. 05.16.83. М;: Моск. ин-т. стали и сплавов, 1987. -24с.

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

72. Andersen J.B., Fitzpatrick В.Е., Duyvesten W.RiG. Plenty River Mining Thiourea processing at the Westwego gold project of plenty river mining company ./DELFT PROGR. REPT. 1989. - 13, N 4. - P.409 - 427

73. Bilston D.W., Millet R.M. et al. The effect of manganese-dioxide and sodium sulfite on thiorea leaching of a gold ore. /Res and Dev. Extr. Met., 1987. Austral. Inst, and Mining and Met., Adelaide Brench Patkville-1987. P; 19 -29.

74. Butwell J.W. Heap leaching of fine agglomerated tailings at Asamera's Gooseberry Mine. Mining Eng. (USA). - 1990. - 42, №12. c. 520.

75. Davis A., Tran T. Gold disolution in iodide electrolutes./Hidrometallurgy. -1991. 26, №2. - P.165 - 177.

76. Deschenes G. Investigation on the potential technigues to recover gold from thiourea solution./Proc. Int. Sump.Gold.Met., Winnipeg, Aug. 23-26, 1987: Proc. Met. Soc.Can. Inst. Mining and Met. Vol. 1. New Yore ets., 1987. - P. 359-377.

77. Deschenes G., Ghali E. Leaching of gold from a chalcopyrite concentratw by thiourea. Hydrometallurgy, 1983. P. 179 - 202.

78. Deschenes G., Pitcey G.M., Ghali E. Reduction of gold and silver by hydrogen from sulfuris solutions./Precious Metals'89: Proc. Int. Sump.TMS Annu. Meet., Las Vegas Nev., Febr. 27- March 2, 1989. Warendale (Pa), 1989. - P. 391398.

79. Dupius G., Ghali E. Gold recovery from thiourea solutions by direct electro-winning./Precious Metals'89: Proc. Int.Sump.TMS Annu. Meet., Las Vegas Nev.,Febr. 27-March 2,1989. -Warendale (Pa), 1989. P.359 - 373.

80. Eisele J:A., Hunt A.H.,Lampahire D.L. Leaching gold-silvercres with sodium cyanide and thiourea under comparable conditions./Rept. Invest, Bur. Mines. US. Dep. Inter. -1989. -№ 9/181. — P. 17

81. Flax Solomon. Verfaren zur Extraction von Edelmetallen. Заявка 4101272 ФРГ, МКИ5 С 22 В 3/04; Sates Ltd.-№ 41012720;3аявл. 17.01.91; Опубл. 23.07.92

82. Fleming С.А. The recovery of gold fromthiourea leach liquors with activated carbon./Proc. Int. Sump. Gold.Met.,Winnipeg, Aug. 23 26, 1987: Proc. Met. Soc. Can. Inst. Mining and Met. Vol. 1. - New Yore ets., 1987. - P.259-277

83. Groenewald J.S., Afr.Inst. Min .Met., 77(11). 1977. - P: 217- 232.

84. Heinen H.J., McClelland G.E., Lindstrom R.E. Enhancing percolation rates in heap leaching of gold-silver ores. Rept Invest. Bur. Mines. U. S. Dep. Inter -1979, №8388, 20 pp.

85. Hemmati M., Hendrix J:L. etc. Study of the thiosulphate leaching of gold from carbonaceous ore and the quantitative determination of thiosulphate in the leached solution./Extr.Met. 89: Pap. Symp. London 10-13 July 1989. -London,-1989.-P.665-678.

86. Hess P:L. Gold and silver recovery processen by electrolitic generation of active bromine: Пат. 4904358 США, МКИ540 С 25 С l/20;Inland Aqua-Tech Co.,Ins.,. -№ 156321; Заявл. 16. 02.88,опубл.27.02.90. НКИ 204/111

87. Hiskey J.B. Gold and silver leaching. Recovery and Economics./SME, New York, 1981. -P. 83-91.

88. Hiskey J.B., Atluri V.P. Dissolution chemistry of gold and silver in different lixiviants./Mineral Proc. And Extract. Metallurgy Review. 4. - 1988. P. 95

89. HbWarth J. A bromide for gold processing/Chem Eng(USA). 1991. - 98. - №4. - P. 23

90. Jacobson R.N., Murphy J.W. Gold solution mining. /Precious and Rare Metal. Technol.: Proc. Symp. Precious and Rare Metals, Albuguerque, N.M. Apr. 6-8, 1988. Amsterdam ets,1989. P. 157-174

91. Masakasu N.,Atsuhiro 0.,Yuka T.,et al./Huxon J. Jap. Inst. Metals. 1991. -55, № 8. - P.867- 873.

92. McClelland G.E., Pool D:L., Hunt A.H., Eisele J.A. Agglomeration and heap leaching of finely ground precions-metal-bearing tailings. Inf.Circ. Bur. Mines. U. S. Dep. Inter.- 1985, №9034, 11 pp.

93. Murphy J.W. Electrolytic process for the simultaneous deposition of gold and replenishment of elemental iodide:. Пат. 4734171 США, МКИ С 22 В 11/04, С 25 Bl/24 /In-situ, Ins. -№ 806043; Заявл. 06.12.85, опубл. 18.06.87.

94. Perez А.Е., Galaviz H.D; Method for recovere of precious metals from difficult ores with copper ammonium thiosulfate: Пат. 4654078 США. Заявл. 12.07.85, № 754827, опубл.31.03.87. МКИ С 22 В 11/04, НКИ 75/118R

95. Pesic В., Smith B:D., Sergent R.H. Dissolution of gold with bromine from re-fractore ores preoxidized by pressure oxidation./EPD. Congr.1992: Proc. Sump.

96. T.M.S. Annu Meet., San Diego, Calif. Marh 1-5, 1992. Warrandale (Calif.),1991. P.223-237

97. Polizzotti D.M. Agglomerating agents for clay containing ores: Пат. № 5077021, США; Заявлено 08.04.91; Опубл.31.12.91.

98. Polizzotti D.M. Agglomerating agents for clay containing ores: Пат. № 5112582, США; Заявлено 11.05.90; Опубл. 12.05.92

99. Pourbaix М. Atlas of Electrochemical Equilibria in Aqueous Solutions. New York, NY: Pergamon Press, 1966.

100. Raudsepp R., Allgood R. Thiourea leaching of gold in a continuous pilot plant./Proc. Int. Symp. Gold Met., Winnipeg, Aug.23-26, 1987. Vol.l. Proc. Met., Soc. Can. Inst. Minning and Met. New York ets., 1987. - P.87- 95.

101. Sawyer F.P., Hendrix J.Z. Proc. 1st. int Conf. Hydromet, Beijing, 1988: ICHM" 88 Beijing: Oxford, 1989. - P. 452 - 456.

102. The new gold purification process. /Precious Metalls,1990: Proc. 14th Int. Precious Metalss Conf. and Exhib. San Diego, Calif. June, 1990. Allentwn (Pa), 1990.-P. 217-233.

103. Tran Т., Davis A. Fundamental aspect on the leaching of gold in halide media. /EPD. Congr.1992: roc. Sump. T.M.S. Annu. Meet., San Diego, Calif. Marh 1-5,1992. Warrandale (Pa),1991. - P. 99-113.

Информация о работе

Пинигин, Сергей Александрович
кандидата технических наук
Чита, 2004
ВАК 25.00.13

Диссертация

Рудоподготовка для кучного выщелачивания при обогащении тонкозернистого золотосодержащего сырья с использованием йод-иодидной системы - тема диссертации по наукам о земле, скачайте бесплатно

Автореферат

Похожие работы