Низкотемпературное автоклавное окисление упорных сульфидных золото-медных флотоконцентратов тема диссертации и автореферата по ВАК РФ 05.16.02, кандидат технических наук Епифоров, Александр Владимирович

  • Епифоров, Александр Владимирович
  • кандидат технических науккандидат технических наук
  • 2014, ИркутскИркутск
  • Специальность ВАК РФ05.16.02
  • Количество страниц 144
Епифоров, Александр Владимирович. Низкотемпературное автоклавное окисление упорных сульфидных золото-медных флотоконцентратов: дис. кандидат технических наук: 05.16.02 - Металлургия черных, цветных и редких металлов. Иркутск. 2014. 144 с.

Оглавление диссертации кандидат технических наук Епифоров, Александр Владимирович

ОГЛАВЛЕНИЕ

ВВЕДЕНИЕ

1. МИРОВАЯ ПРАКТИКА ИЗВЛЕЧЕНИЯ ЦВЕТНЫХ И ДРАГОЦЕННЫХ МЕТАЛЛОВ ИЗ ЗОЛОТО-МЕДНЫХ КОНЦЕНТРАТОВ

1.1. Альтернативные методы гидрометаллургической переработки золото-медных концентратов

1.2. Автоклавное окисление

1.2.1. Высокотемпературное автоклавное окисление

1.2.2 Среднетемпературное автоклавное окисление золото-медных концентратов

1.2.3 Низкотемпературное автоклавное окисление

1.3 Извлечение золота из кеков автоклавного окисления золото-медных

концентратов

ВЫВОДЫ

2 ФИЗИКО-ХИМИЧЕСКИЕ ЗАКОНОМЕРНОСТИ ПРОЦЕССА НИЗКОТЕМПЕРАТУРНОГО АВТОКЛАВНОГО ОКИСЛЕНИЯ ЗОЛОТО-

МЕДНОГО ФЛОТОКОНЦЕНТРАТА

2.1. Вещественный состав флотационного концентрата

2.2 Теоретические основы низкотемпературного автоклавного окисления сульфидов меди

2.3 Физико-химическая модель процесса низкотемпературного автоклавного окисления пирит-теннантитового флотационного концентрата

2.4 Методика проведения исследований по автоклавному окислению коллективного пирит-теннантитового фл ото концентрата

2.5 Влияние основных параметров на показатели процесса низкотемпературного автоклавного окисления золото-медного флотоконцентрата

2.5.1 Влияние продолжительности процесса автоклавного окисления

2.5.2 Влияние парциального давления кислорода на показатели процесса автоклавного окисления

2.5.3 Влияние свойств пульпы на показатели процесса автоклавного окисления

2.5.4 Сопоставление основных показателей и выбор оптимального режима автоклавного окисления

2.6 Вещественный состав продуктов низкотемпературного автоклавного

окисления

ВЫВОДЫ

3 ГИДРОМЕТАЛЛУРГИЧЕСКАЯ ПЕРЕРАБОТКА ПРОДУКТОВ

АВТОКЛАВНОГО ОКИСЛЕНИЯ

3.2 Исследования по извлечению золота и серебра из кеков низкотемпературного автоклавного окисления

3.2.1 Цианирование кеков автоклавного окисления

3.2.2 Определение технологической возможности растворения драгоценных металлов нецианистыми растворителями на основе серы

3.2.3 Сульфитное выщелачивание кеков низкотемпературного автоклавного окисления

3.2.4 Определение возможности извлечения драгоценных металлов из кеков низкотемпературного автоклавного окисления с использованием щелочных растворов и сернистого ангидрида

3.2.5 Влияние параметров автоклавного окисления на извлечение золота

3.3. Извлечение драгоценных металлов из растворов сульфитного выщелачивания

3.4. Извлечение цветных металлов из продуктивных растворов автоклавного окисления

3.4.1 Очистка растворов автоклавного окисления от железа и мышьяка

3.4.2 Выделение меди из растворов

3.4.3 Выделение цинка из обезмеженныхрастворов

ВЫВОДЫ

4. УКРУПНЕННО-ЛАБОРАТОРНЫЕ ИСПЫТАНИЯ ПО НИЗКОТЕМПЕРАТУРНОМУ АВТОКЛАВНОМУ ОКИСЛЕНИЮ И МЕТАЛЛУРГИЧЕСКОЙ ПЕРЕРАБОТКЕ ПРОДУКТОВ ОКИСЛЕНИЯ ЗОЛОТО-МЕДНОГО КОНЦЕНТРАТА МЕСТОРОЖДЕНИЯ «БЕРЕЗНЯКОВСКОЕ»

4.1 Методика укрупненных испытаний технологии переработки золото-медного сульфидного флотоконцентрата

4.2 Автоклавное окисление золото-медного флотоконцентрата

4.3 Извлечение цветных металлов из растворов автоклавного окисления

4.4 Извлечение золота и серебра из кеков автоклавного окисления

ВЫВОДЫ

5 РЕКОМЕНДУЕМАЯ ТЕХНОЛОГИЯ ПЕРЕРАБОТКИ СУЛЬФИДНОГО ЗОЛОТО-МЕДНОГО ФЛОТОКОНЦЕНТРАТА МЕСТОРОЖДЕНИЯ

«БЕРЕЗНЯКОВСКОЕ»

5.1 Описание технологии

5.2. Рекомендации по выбору оборудования

5.2.1 Оборудование отделения автоклавного окисления

5.2.2 Оборудование отделения переработки растворов автоклавного окисления

5.2.3 Оборудование отделения переработки кеков автоклавного окисления

5.3 Технико-экономическая оценка предлагаемой технологии

5.3.1 Исходные данные для ТЭР

5.3.2 Расчет себестоимости переработки одной тонны флотоконцентрата

5.3.3 Технико-экономическое сравнение затрат на переработку золото-медного флотоконцентрата

ЗАКЛЮЧЕНИЕ

СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ

ПРИЛОЖЕНИЕ А

ПРИЛОЖЕНИЕ Б

Рекомендованный список диссертаций по специальности «Металлургия черных, цветных и редких металлов», 05.16.02 шифр ВАК

Введение диссертации (часть автореферата) на тему «Низкотемпературное автоклавное окисление упорных сульфидных золото-медных флотоконцентратов»

ВВЕДЕНИЕ

Актуальность работы. Вовлечение в переработку упорных сульфидных золотосодержащих руд является актуальной проблемой для мировой и российской золотодобывающей промышленности.

Особое место среди упорного сульфидного золотосодержащего сырья занимают полиметаллические руды и продукты их обогащения, в частности золотосодержащие руды с повышенным содержанием меди. На медную промышленность приходится около 10 % от общего объема добываемого в мире золота[1].

Основным способом переработки данного вида сырья является флотационное обогащение с последующей отправкой концентрата на медеплавильные заводы (МПЗ). Пирометаллургическая переработка сульфидных золото-медных концентратов на МПЗ включает плавку, конвертирование и электролитическое рафинирование. Драгоценные металлы извлекаются из анодных шламов в операции электрорафинирования меди. Однако переработка золото-медных концентратов на МПЗ в силу ряда причин экономического характера [2] вызывает необходимость поиска альтернативных - гидрометаллургических процессов извлечения ценных компонентов.

Основной проблемой гидрометаллургической цианистой технологии переработки сульфидных золото-медьсодержащих концентратов является низкое извлечение золота и высокий расход цианида.

В мировой практике разработаны различные способы вскрытия «упорного золота». Наиболее эффективным для переработки полиметаллического сырья является высокотемпературное автоклавное окисление (АО). Научный и практический интерес представляет разработка технологии низкотемпературного АО сульфидных золото-медных флотоконцентратов, которая позволяет снизить стоимость автоклавного оборудования, повысить рентабельность извлечения драгоценных и цветных металлов.

Кеки низкотемпературного АО содержат серу, медь и другие цианисиды, что делает применение цианистого процесса неприемлемым без вспомогательных операций в связи с высоким расходом реагентов. Оценка возможности использования элементарной серы, которая образуется в процессе низкотемпературного АО в качестве нецианистого растворителя золота, является актуальной задачей.

В виду вышесказанного, целью диссертационной работы явилась разработка технологии низкотемпературного АО золото-медных концентратов месторождения «Березняковское», имеющей более низкие капитальные и эксплуатационные затраты, и сопоставимые показатели извлечения цветных и драгоценных металлов, по сравнению с технологией высокотемпературного АО.

Для достижения поставленной цели был выполнен комплекс задач, включающий:

• анализ существующих методов переработки золото-медных концентратов и обоснование направления исследований;

• изучение физико-химических закономерностей низкотемпературного автоклавного окисления золотосодержащего пирит-теннантитового флотоконцентрата в сернокислых средах;

• определение оптимальных параметров низкотемпературного автоклавного окисления упорных золото-медных концентратов.

• исследования по извлечению цветных и драгоценных металлов из продуктов автоклавного окисления;

• проведение укрупненных лабораторных испытаний и технико-экономической оценки разработанной технологии

Объектом исследований являлся коллективный пирит-теннантитовый золотосодержащий концентрат, полученный при флотационном обогащении пробы руды месторождения «Березняковское».

Методы исследования. При выполнении работы использованы методы атомно-абсорбционного, атомно-эмиссионного с индуктивно-связанной плазмой (1СР), титриметрического анализа растворов. Состав твердых фаз изучен пробирно-гравиметрическим, пробирно-атомно-абсорбционным, химическим, рентгенофлуоресцентным и микро-рентгеноспектральным методами анализа. В работе использован метод физико-химического моделирования процессов с применением программного комплекса \Ут8е1.

Достоверность и обоснованность результатов исследований подтверждается использованием аттестованных физических (инструментальных) и физико-химических методов анализа, применением современных средств измерений, статистической обработки результатов исследований, сходимостью результатов лабораторных и укрупненно-лабораторных исследований.

Научная новизна работы заключается в следующем:

1. Впервые разработана физико-химическая модель процесса низкотемпературного автоклавного окисления пирит-теннантитового золотосодержащего флотоконцентрата и показана термодинамическая вероятность образования элементарной серы в кислородных системах, а так же установлено, что теннантит является более упорным к процессу окисления сульфидом по сравнению с пиритом и халькопиритом.

2. Впервые установлены зависимости, извлечения драгоценных и цветных металлов от продолжительности, давления кислорода, физических свойств пульпы и степени окисления сульфидов в процессе низкотемпературного автоклавного окисления пирит-теннантитового золотосодержащего флотоконцентрата.

3. Впервые доказано, что элементарная сера, образующаяся при низкотемпературном автоклавном окислении, может успешно использоваться в качестве альтернативного цианиду реагента в процессе извлечения драгоценных металлов из окисленных кеков.

4. Разработан новый способ извлечения золота и серебра из серосодержащих кеков низкотемпературного автоклавного окисления растворами, содержащими сульфит-ион.

Практическая значимость работы заключается в следующем:

Разработана комплексная технология переработки сульфидных золото-медных флотоконцентратов на основе низкотемпературного автоклавного окисления и нецианистого выщелачивания золота растворами, содержащими сульфит-ион, в результате которой извлечение меди и цинка в раствор АО составляет не менее 85 и 80 % соответственно, а извлечение золота при выщелачивании кеков АО - 94-^99 %;

Данная технология является менее затратной, по сравнению со стандартной высокотемпературной технологией, и позволяет решить экологические проблемы, связанные с использованием токсичных реагентов, относящихся к сильнодействующим ядовитым веществам, таких как цианиды.

По результатам исследований получено положительное решение о выдаче патента.

Личный вклад автора заключается в постановке цели и задач исследований, выполнении экспериментов по автоклавному окислению золото-медного флотоконцентрата и извлечению драгоценных и цветных металлов из продуктов АО, выполнении теоретических расчетов физико-химических закономерностей процесса автоклавного окисления, анализе и обобщении полученных результатов в разработке технологической схемы процесса.

На защиту выносятся: • Результаты исследований основных закономерностей автоклавного окисления пирит-теннантитового золотосодержащего флотоконцентрата;

• Результаты исследований по извлечению цветных и драгоценных металлов из продуктов АО пирит-теннантитового золотосодержащего флотоконцентрата;

• Разработанная комплексная технология переработки упорных сульфидных золото-медных флотоконцентратов с применением низкотемпературного автоклавного окисления и сульфитного выщелачивания золота.

Апробация работы. Основные результаты работы докладывались на Всероссийской Конференции «Инновационное развитие горнометаллургической отрасли» («Игошинские чтения-2009» г. Иркутск); на международном совещании «Научные основы и современные процессы комплексной переработки труднообогатимого минерального сырья» («Плаксинские чтения-2010» г. Казань); на международном совещании «Новые технологии обогащения и комплексной переработки труднообогатимого природного и техногенного минерального сырья» («Плаксинские чтения-2011» г. Екатеринбург); на международном совещании «Современные методы технологической минералогии в процессах комплексной и глубокой переработки минерального сырья» («Плаксинские чтения-2012» г. Петрозаводск); на Международном конгрессе по переработке минерального сырья «International Mineral Processing Congress» (IMPC-2012, India, New Delhi).

Публикации. По материалам исследований опубликовано 10 работ, в том числе 3 статьи в рецензируемых журналах, рекомендованных ВАК РФ и получено 1 положительное решение о выдаче патента.

Структура и объем диссертации. Работа изложена на 131 странице машинописного текста, содержит 28 рисунков и 55 таблиц. Диссертация состоит из 5 глав и содержит введение, обзор литературы, теоретическую и экспериментальную части, заключение, список использованной литературы, включающий 164 наименования, и 2 приложения.

1. МИРОВАЯ ПРАКТИКА ИЗВЛЕЧЕНИЯ ЦВЕТНЫХ И ДРАГОЦЕННЫХ МЕТАЛЛОВ ИЗ ЗОЛОТО-МЕДНЫХ КОНЦЕНТРАТОВ

Переработка золото-медных концентратов осуществляется на медеплавильных заводах (МПЗ) и включает в себя плавку, конвертирование и электролитическое рафинирование с получением катодной меди.

В процессе плавки драгоценные металлы (ДМ) остаются связанными с медью в виде штейна, а затем в металлической фазе в виде твердого раствора. В конечной стадии электрорафинирования меди ДМ концентрируются в анодных шламах.

Основная масса меди, находящаяся в аноде, растворяется в процессе электрорафинирования с образованием примерно 5-И0 кг анодных шламов на 1 т анода. В данных шламах золото представлено тончайшими (менее 1 мкм) металлическими частицами, а так же комплексной оксидированной фазой состава Cu-Ag-As-S-O. Представляется вероятной ассоциация золота с фазой Ag-Cu-Se.

Кроме золота в медных концентратах могут содержаться металлы платиновой группы (МПГ). Они совместно с золотом и серебром попадают в анодные шламы. Поэтому большинство крупных рафинировочных заводов медной промышленности обычно взаимодействуют с заводами по производству ДМ, где осуществляется переработка анодных шламов. Используемые там процессы могут существенно различаться по своему характеру.

Примерами таких предприятий являются: Nor anda CCR [3-6], Outokumpu Port [7], Phelps Dodge El Paso [8], Ineo [9], Falconbridge [10-13], MMC Norilsk Nickel [14].

Мировая практика переработки Аи-Си концентратов на МПЗ вызывает необходимость поиска альтернативных гидрометаллургических процессов в силу ряда причин [2]:

1. Капитальные затраты по переделам плавки и рафинирования очень высоки. Обычно они колеблются в пределах от 3000 до 5000 $ США на 1 т

годового производства меди (или от 900 до 1500 млн. $ на 300 тыс. т производимой меди в год)

2. Технология плавки имеет ограниченные возможности в случае переработки концентратов, которые содержат значительные количества вредных элементов. Высокое содержание селена, теллура, ртути, мышьяка, сурьмы, висмута, фторидов и хлоридов, могут привести к большим штрафам за несоблюдение существующих технических условий на производимую товарную продукцию. Кроме того, содержание некоторых примесей в концентратах может сделать невозможной переработку их пирометаллургическим методом.

3. Одной из тенденций развития современного горно-обогатительного производства при переработке минерального сырья является оптимизация процесса с точки зрения экономики, в частности:

а) производство низкосортных концентратов при общем максимально высоком извлечении меди из руды;

б) переработка низкосортных медных концентратов с производством металлической меди непосредственно в пределах добывающего предприятия;

в) использование попутно производимой в медном металлургическом цикле слабой кислоты в качестве реагента для выщелачивания и извлечения меди на месте.

4. Медные концентраты часто содержат значительное количество тяжелых цветных металлов. Такие металлы, как цинк, кобальт и никель, проблематично извлекаются в медеплавильном процессе.

5. В ряде случаев для извлечения меди на предприятиях используют установки по кучному сернокислотному выщелачиванию меди. Они могут быть легко адаптированы к гидрометаллургическим процессам переработки медно-золотых концентратов в качестве последней стадии технологического цикла.

6. Экономика плавки более восприимчива к увеличению масштабов производства, чем гидрометаллургические процессы.

Гидрометаллургия меди широко изучалась в направлении поиска альтернативных процессов [15-22], однако все они оказались неудачными с точки зрения длительного промышленного использования по нескольким причинам: низкое извлечение меди, неполное извлечение ДМ из остатков выщелачивания, сложность стадии электролиза, сложность извлечения элементарной серы из остатков выщелачивания, чрезмерная коррозия (особенно в хлоридном цикле), проблематичность перевода побочных продуктов в стабильные хвостовые отходы, высокий расход энергии, низкое качество медного продукта, который требует электрорафинирование.

1.1. Альтернативные методы гидрометаллургической переработки золото-медных концентратов.

В процессе BIOCOP [23] используются термофильные бактерии для окисления и выщелачивания меди из сульфидных концентратов.

Технология ВЮСОР имеет несколько интересных особенностей:

• Процесс биовыщелачивания предполагает использование кислорода. Это вызывает необходимость наличия кислородной станции.

• В схеме предусмотрено выведение мышьяка в виде отдельной технологической операции с получением твердого остатка, подлежащего захоронению.

• Для извлечения меди предусмотрен процесс SX-EW (жидкостная экстракция - электролиз). Избыточная кислота может быть использована в кучном выщелачивании меди из руд, если такой процесс представляется целесообразным.

Объединенная группа Alliance Copper (ВНР Billiton и Codelco) внедрила процесс ВЮСОР в Чили. Фабрика производительностью 20 тыс. т меди в год интегрирована с кучным выщелачиванием меди, что позволяет более рационально использовать образующуюся серную кислоту.

Считается, что при обработке медио-золотых концентратов с высоким содержанием мышьяка логичным является цианистый способ извлечения золота из кеков биоокисления.

Биовыщелачивание медных концентратов в настоящее время рассматривается как весьма перспективное технологическое направление.

Outokumpu Hydrocopper процесс [24] включает в себя выщелачивание халькопирита с использованием воздуха и хлора в качестве окислителей. Остаток выщелачивания содержит гетит и элементарную серу. Золото выщелачивается из твердого остатка в виде золото-хлоридного комплекса. Растворенное золото извлекается адсорбцией на активированный уголь или методами химического осаждения.

Медьсодержащий раствор очищается от ионов Си для рециркуляции в процессе выщелачивания; далее — цементацией от серебра и осаждением от тяжелых цветных металлов. Из очищенного раствора осаждается гидратированый оксид меди (I) для последующего восстановления его водородом до металла.

Тремя главными реагентами, необходимыми для осуществления процесса, являются: хлор, гидроксид натрия и водород. Все они производятся на месте с использованием стандартной хлорощелочной электролитической ячейки.

Пирит в данном процессе не окисляется. Поэтому извлекается только то золото, которое освобождается при выщелачивании халькопирита, и может быть переведено в растворы. Outokumpu имеет действующую демонстрационную установку производительностью 1 т меди в сутки.

Медный процесс Oxiana Sepon [25] представлен развивающимся предприятием Sepon Copper в Лаосе. Руда содержит преимущественно халькозин с пиритом и глинистое вещество. Технологическая схема включает атмосферное выщелачивание с последующей стадией SX-EW меди. Промытые обезмеженные хвосты подвергаются флотации с целью выделения концентрата, содержащего пирит и элементную серу. Концентрат затем

окисляется при 225 °С для производства раствора, содержащего кислоту и сульфат железа (III). Этот раствор используется в цикле атмосферного выщелачивания.

Компании Xstrata и Highlands Pacific разработали технологию Альбион (Albion Process), представляющую собой процесс переработки упорных сульфидных руд цветных и драгоценных металлов. Технологический процесс включает ультратонкое измельчение минералов с последующим окислительным выщелачиванием в открытых чанах при атмосферном давлении. [26]

Первоначально технологический процесс разрабатывался для эксплуатации в условиях кислой среды с целью извлечения цветных металлов. В ходе исследований было установлено, что более эффективное окисление пирита (и теллуридов) достигается в щелочной среде, и этот вариант больше подходит для переработки пиритных руд, содержащих ДМ.

Халькопирит, пирит, арсенопирит окисляются по «кислотной» технологии, при которой основным окислителем служат ионы трехвалентного железа.

Образующееся двухвалентное железо заново окисляется кислородом для регенерации ионов трехвалентного железа.

Кислота и ионы двухвалентного/трехвалентного железа частично или полностью образуются при растворении минералов железа (обычно пирита) в питании. Медь извлекается методом SX-EW. Железо и мышьяк осаждаются и удаляются на стадии нейтрализации. Золото, освобожденное при окислении сульфидных минералов, извлекается цианированием. Технология применима для извлечения таких цветных металлов как медь, цинк, никель и кобальт из сульфидных концентратов.

Наряду с перечисленными выше альтернативными плавке методами переработки золото-медных концентратов, имеется множество работ, посвященных окислительному, сульфатизирующему и хлорирующему

обжигу с последующим гидрометаллургическим выщелачиванием металлов из огарков [27-32].

В дальнейшем огарок может быть переработан выщелачиванием слабым раствором серной кислоты с переводом меди в раствор.

Остаток от кислотного выщелачивания меди подвергают нейтрализации с последующим выщелачиванием ДМ.

В данной работе особое внимание уделено переработке золото-медных концентратов с использованием автоклавных процессов. Автоклавные процессы во многих случаях являются наиболее эффективными для переработки сульфидных полиметаллических руд и концентратов [33,34].

В настоящее время во многих странах запущены и функционируют предприятия, использующие технологии, основанные на автоклавном окислении сульфидных руд и концентратов. Наибольшее распространение данная технология получила в США, Канаде, ЮАР, Австралии.

1.2. Автоклавное окисление

Наиболее часто в работах по выщелачиванию медных концентратов и штейнов используются аммиачные [35-42] растворы.

В промышленном масштабе используется сернокислотное автоклавное окисление сульфидных руд и концентратов. Процесс АО проводили при различных температурах (высокотемпературное АО 1=180+240 °С; среднетемпературное АО 1=120-^175 °С; низкотемпературное АОг<115°С).

1.2.1. Высокотемпературное автоклавное окисление

Процесс полного автоклавного окисления [43,44] изучали на примере халькопиритовых концентратов и установили, что при 220 °С, продолжительности 15+30 мин достаточно для полного извлечения меди из окисленных сульфидов. Золото извлекается цианированием из отмытых твердых остатков автоклавного окисления.

В 2003 г фирма «Phelps Dodge» {США) на установке Багдад {штат Аризона) внедрила технологию переработки халькопиритных концентратов с использованием полного автоклавного окисления [45,46]. Процесс проводят при 225+235 °С, под давлением кислорода 3,3+4,0 МПа.

Окисленный кек подвергают цианированию, извлекая до 95 % Ли; после горячей известковой обработки кека извлекали до 70+80 % Ag.

Сооружение опытного производства (157 т/сут концентрата) обошлось в 40 млн. $.

В мышьяксодержащих медных концентратах, получаемых из руды месторождения El Jndio (Бразилия), медь представлена минералами энаргит, тетраэдрит, теннантит, халькопирит. При использовании полного автоклавного окисления концентрата при 195+215 °С, Ро2 = 0,7 МПа в течение 3 часов окисляется до 98+99 % сульфидов, арсенидов. Извлечение меди в раствор составило 95 %.

Медь из раствора извлекали по схеме SX-EW. Остатки железа и мышьяка доосаждали на стадии нейтрализации рафината известью.

При последующем цианировании хвостов извлекали до 95 % Аи\ извлечение серебра не превышало 4+7 % из-за упорности аргентоярозита.

При автоклавном окислении исходной руды при аналогичных параметрах через 30 минут извлекается 98+99 % См и 95+97 % Аи при цианировании, но объемы сырья возрастают в 10 раз.

Аналогичная технологическая схема была выбрана для переработки медно-мышьяковых концентратов месторождения Челопеч (Болгария) [47].

Технология переработки мышьяксодержащего медного концентрата с использованием полного автоклавного окисления оказалась наиболее предпочтительной в сравнении с другими технологиями.

Процесс PLATSOL [48] основан на добавках 5+20 г/л хлористых солей в материал, подвергаемый обработке методом полного автоклавного окисления, с целью растворения драгоценных металлов одновременно с окислением сульфидных минералов. Впервые он предложен для переработки

руды предприятия NortMet в штате Миннесота, США, принадлежащего компании PoleMetMining Corporation ofDenver, Колорадо.

Процесс PLATSOL предложен в качестве бесцианидного варианта извлечения меди и золота из концентратов [49-54]. Результаты пилотных испытаний приведены в таблице 1.1.

Таблица 1.1. - Результаты пилотных испытаний технологии PLATSOL

Компонент Содержание, % Извлечение металлов, %

В питании В кеке

Си 14,7 0,047 99,6

Ni 3,05 0,047 98,9

Со 0,14 0,006 96,0

Pd 9,9 0,72 94,6

Pt (г/т) 2,22 0,12 96,0

Au (г/т) 1,41 0,20 89,4

Фирма «Angelo American Chile» с 1995 г. начала системные исследования по переработке медных концентратов. Технология «Partox» [55] предполагала сверхтонкое измельчение (Р80 =10 мкм) концентрата с последующим выщелачиванием.

i

При пилотных испытаниях (6-камерный автоклав емкостью 50 дм .) для приготовления пульпы коллективного концентрата использовали морскую воду - источник СГ. При Т = 175+215 °С, 10+20 % твердого, Р90 = 20 мкм извлекали из коллективного концентрата более 97 % Си и до 90 % Ag.

Из раствора цементировали на медном порошке серебро; извлекали медь по схеме SX-EW, куда подавали растворы, полученные при кучном (или чановом) выщелачивании руды. Затраты на переработку (275 $/т Си) оказались меньше, чем по пирометаллургической схеме.

1.2.2 Средпетемпературное автоклавное окисление золото-медных концентратов

Фирмой «Dynatec» (Канада) [56-5 8] предложен способ автоклавного окисления доизмельченных халькопиритных концентратов при температуре 145+150 °С, давлении кслорода 1,0+1,7 МПа и с добавкой измельченного

угля для пассивации элементарной серы, что обеспечило высокое извлечение меди (>98 %) и окисление сульфидной серы, в основном (на 70 %), до элементарной.

Для извлечения ДМ в перечисленных выше процессах использовали процесс CIL. Извлечение составило 88+91 % Аи, 91+96 % Ag. При этом не обнаружено негативного влияния вводимого угля на показатели извлечения драгоценных металлов

Процесс A A C/UB С {Anglo American Corporation/University of British Columbia) представляет собой среднетемпературное автоклавное окисление халькопиритовых концентратов [5 9-61]. В данном процессе концентрат подвергается тонкому измельчению (до 80 % класса минус 5+20 мкм) и выщелачивается при умеренном давлении и температуре около 150 °С в кислотно-сульфатной системе. Добавка surfactant (лигнин-сульфонат и/или Quebracho) позволяет диспергировать расплавленную элементарную серу, предотвращая пассивацию сульфидов в процессе выщелачивания.

Cominco Engineering Services Ltd. (CESL) - дочерняя компания Teck Cominco разработала гидрометаллургический процесс рафинирования как медных, так и медно-никелевых сульфидных концентратов со сложным минералогическим составом [62].

Концентрат измельчается до 95 % класса -45 мкм и направляется на автоклавное окисление при 150 °С и давлении кислорода около 1,5 МПа с добавлением хлоридов в качестве катализатора. Время автоклавного окисления — один час. После фильтрации пульпы автоклавный кек направляется на атмосферное выщелачивание слабой кислотой {рН = 1,8) с очень небольшим количеством хлорида, для этого используется рафинат из цикла экстракции меди [63,64].

Известны технологические решения, предполагающие окисление сульфидной серы медных концентратов до сульфат-иона [65]. В 1958-1962 гг. сотрудниками Гипроникеля и Института химии Грузинской ССР предложено обрабатывать пульпу халькопиритного концентрата, измельченного на 80 %

фракции -44 мкм при 155+165 °С и давлении воздуха 1,5+1,7 МПа. Через 7+8 ч в раствор извлекали до 97 % См и полностью осаждали железо; последнее достигали путем одновременной подачи нейтрализатора - извести. Поддерживая невысокую конечную кислотность (не более 3+5 г/дм ), обеспечивали быстрое окисление сульфидной серы и получали растворы, пригодные для получения медного купороса. Позднее было предложено в качестве нейтрализатора подгружать оксидные марганцевые концентраты в количестве до 40 % от массы медного концентрата. Это позволило получать растворы, содержащие, г/л: 50 Си, 100 Мп, 1,5 Fe, 20 H2S04. При последующем электролизе извлекали медный порошок и электролитический диоксид марганца (на аноде); альтернативным вариантом извлечения меди являлось водородное осаждение. Оба варианта технологии испытаны в полупромышленном масштабе.

Сотрудники УПИ [65] использовали в качестве нейтрализаторов дисперсные вторичные материалы (цементационную медь, окалину, высевки, порошок, получаемый распылением и т.п.), что позволяет нейтрализовать накапливающиеся сульфат-ионы, окисление сульфидной серы, сбалансировать тепловой режим.

При расходе цементационной меди (82 % Си, 2,4 % Fe), а = 1,15+1,2, (а - атомное отношение меди металлической к меди в концентрате), t=165 ± 5 °С, Ро2 = 0,5 МПа в раствор извлекали до 96,0+97,5 % Си и 92+94 % S.

Похожие диссертационные работы по специальности «Металлургия черных, цветных и редких металлов», 05.16.02 шифр ВАК

Список литературы диссертационного исследования кандидат технических наук Епифоров, Александр Владимирович, 2014 год

СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ

1. Chen Т.Т., Dutrizac J.E., 2004. Behaviour of gold during the electrorefining of copper and the decopperizing of copper anode slimes. JOM 56(8), 48 52.

2. Dreisinger D. Case study flowcheets: copper - gold concentrate treatment// Advances in gold ore processing. Edited By M. D. Adams, 2005. - Chapter 33. -P. 825-827.

3. Lessard В., 1989. Anode slimes treatment in a top blown rotary converter at the CCR Division of Noranda Minerals Inc. In: Harris, B. (Ed.), Precious Metals 1989. International Precious Metals Institute (IPMI), Pensacola, Florida, P. 427440.

4. Bilodeau A., Harris G.B., Hooper K., MacDonald C.A. and Stanley R.W., 1987. Silver refinery anode slimes treatment at the CCR Division of Noranda Inc. In: The Electrorefining and Winning of Copper. The Minerals. Metal and Materials Society, Warrendale, Pennsylvania, P. 527-545.

5. Morrison В H., 1985. Recovery of silver and gold from refinery slimes at Canadian Copper Refiners. In: IMM Extractive Metallurgy. Institute of Mining and Metallurgy, London, P. 249-269.

6. Morrison В H., 1989. The evolution of copper refinery slime processing and precious metal treatment at CCR Division Noranda Minerals. In: Harris, B. (Ed.), Precious Metals 1989. International Precious Metals Institute (IPMI), Pensacola, Florida, P. 403-413.

7. Hyvarinen O., Rosenberg E., Lindroos L., 1984. Selenium and precious metals recovery from copper anode slimes at Outokumpu Pori Refinery. In: Kudryk V., Corrigan D.A., Liang W.W. (Eds.), Precious Metals: Mining, Extraction and Processing, AIME/TMS, The Minerals, Metal and Materials Society, Warrendale, Pennsylvania, P. 537-548.

8. Hoffmann J.E., Wesstrom В., 1994. Hydrometallurgical processing of refinery slimes at Phelps Dodge: Theory to practice. In: Hvdrometallurgy 94.1 MM/SCI Chapman & Hall. London, P. 69-105.

9. Wiseman L.G., Bale R.A., Chapman E.T., Martin B., 1988. Inco's Copper Cliff Nickel Refinery- In: Tyroler G.P., Landolt C.A. (Eds.), Extractive Metallurgy of Nickel and Cobalt. The Minerals. Metal and Materials Society, Warrendale, Pennsylvania, P. 373-390.

10. Hougen L.R., Zachariasen H. 1975. Recovery of nickel, copper and precious metal concentrate from high grade precious metal mattes. JOM. May 1975. P. 6-9.

11. Stensholt E.O., Zachariasen H., Lund J.H., 1986. The Falconbridge chlorine leach process. CIM. 25th Annual Conference of Metallurgists, CIM. Montreal, P 442-463.

12. Stensholt E.O., Zachariasen H., Lund J.H., Thornhill P.G., 1988. Recent improvements in the Falconbridge Nickcl Refinery. In: Tyroler, G.P., Landolt, C.A. (Eds.), Extractive Metallurgy of Nickcl and Cobalt. The Minerals, Metal and Materials Society, Warrendale. Pennsylvania, P. 403-412.

13. Stensholt E.O., Dotterud O.M., Henriksen E.E., Ramsdal P.O., Stalesen F., Thune E., 2001. Development and practice of the Falconbridge leach process. CIM Bull. 94(1051). P. 101-104.

14. Shestakova R.D., Naftal M.N., Petrov A.F., Kozhanov A.L. 2000. Characteristic features of the technology of high copper converter matte leaching developed for Mining and Metallurgical Company Norilsk Nickel. In: Alta 2000 Round Table. Perth. ALTA, Melbourne.

15. Demarthe J.M., Gandon L., Georgeaux A., 1976. A new hydrometallurgical process for copper. In: Yannopoulos J.C., Agarwal J.C. (Eds.). Extractive Metallurgy of Copper. The Minerals, Metal and Materials Society. Warrendale, Pennsylvania. 825 p.

16. Schweitzer F.W., Livingstone R., 1982. Duval's CLEAR Hydrometallurgical Process. Paper presented at the AIME Annual Meeting, Dallas, Texas (February 14-18, 19X2)

17. Dalton R.F., 1991. The Cuprex metal extraction process: Recovering copper from sulfide ores. JOM 43(8), P. 51-56.

Swinkels G.M., Berezowsky R.M.G.S., 1978. The Sherritt Cominco Copper Process Part 1 the process. CIM Bull. 71(790), P. 105-121.

18. Kuhn M.C., Arbiter N., Kline H., 1974. Anaconda's Arbiter process for copper. CIM Bull. 67(752), P. 62-73.

19. Kruesi P.R., Allen E.S., Lake J.L., 1973. Cymet Proccss -hydrometallurgical conversion of base-metal sulfides to pure metals. CIM Bull. P. 66,81-87.

20. Bruynesteyn A., Duncan, D.W., 1971. Microbiological leaching of sulfide concentrates. Can. Met. Quart. 10. P. 57 63.

21. Peters E., Swinkels G.M., Vizsolyi A., 1981. Copper recovery from sulfide concentrates by the UBC-Cominco ferric chloride leach route. In: Kuhn M.C. (Ed.), Process and Fundamental Considerations of Selected Hydrometallurgical Systems. The Society for Mining, Metallurgy, and Exploration Inc., Littleton, Colorado, P. 71-81.

22. Everett P.K., 1994. Development of the INTEC Copper Process by an international consortium. Presented at the Hydrometallurgy 1994 Symposium, IMM/SCI. Cambridge, UK. July 11-15. 1994.

23. Dew D., Batty J., 2003. Biotechnology in mining development of the BIOCOP™ process. Short Course Lecture for Hydro 2003, Vancouver B.C., August 2003.

24. Hamalainen M., Hyvarinen O., Jyrala M., 2003. Solution purification in the Outokumpu Hydrocopper Process. In: Young C., Alfantazi A., Anderson C. James A., Dreisinger D., Harris, B. (Eds.), Proceedings, Hydrometallurgy 2003 (The Ritchie Symposium), The Minerals, Metal and Materials Society. Warrendale, Pennsylvania, P. 545-553.

25. Baxter K., Pratt G., Dreisinger D.B., 2003. The Sepon Copper Project: development of a flowsheet. In: Young C., Alfantazi A., Anderson C., James A., Dreisinger D, Harris B. (Eds.). Proceedings of Metal and Materials Society. Warrendale, Pennsylvania, Hydrometallurgy 2003 (The Ritchie Symposium). The Minerals. P. 1487-1502.

26. http://www.albionprocess.com.

27. Filmer A.O. Растворение золота обожженных пиритных концентратов// Journal African Inst. Min. Metal, 1982. - Том 3, С. 90-94.

28. Deter Ken W., Mc Cord Ton H. Oxygen Whole ore roasting at Jerrit Canyon Jowt Venture//SME Annual Meeting, Denver, Colorado. February 25-28, 1991. -P. 91-112.

29. Adams Mike D. Summary of gold Plants and Processers// Advances in gold ore processing. Edited By M. D. Adams, 2005. - Chapter 41. - P. 994-1013.

30. Валиков C.B. Обжиг золотосодержащих концентратов/ C.B. Валиков,

B.Е. Дементьев, Г.Г. Минеев// - Иркутск: ОАО «Иргиредмет». 2002 г. 416 с.

31. Худяков И.Ф. Металлургия меди, никеля и кобальта / И.Ф. Худяков, А.И. Тихонов, В.И. Деев, С.С. Набойченко. - М.: Металлургия, 1977. - Т. 1. -

C. 45-65.

32. Eduardo A. Brocchi, Rodrigo F.M. de Souza, Amanda L. T. Brandao, Carlos Augusto R. Queiroz, J.B. de Campos. Roasting of a copper sulphide concentrate // Proceedings of XXV International Mineral Processing Congress, Australia, Brisbane, 2010.

33. Епифоров A.B. Сопоставительная оценка вариантов вскрытия упорных сульфидных флотоконцентратов / А.В. Богородский, С.В. Валиков, Ю.Е. Емельянов, А.В. Епифоров, JI.E. Шкетова, Ю.Л. Николаев // Цветные металлы. - 2012. - №8. С. 10-12.

34. Alexander V. Yepiforov. The assessment of options for processing refractory flotation concentrates / Yuri Ye.Emelianov, Andrey V.Bogorodsky, Stanislav V.Balikov, Alexander V.Yepiforov, Yuri L.Nikolaev, Luidmila Ye.Shketova and Natalia V.Kopylova // Proceedings of XXVI International Mineral Processing Congress. India. New Delhi, 2012.

35. Evans D.J., Romanchuk S., Mackiv V.N. //Canad. Ming. Met. Bull. 1961. V.54, №591. P. 530-538.

36. Батсайхан ILL, Набойченко С.С. //Изв. вузов. Цветная металлургия. 1992. .№ 5-6. С. 38-48.

37. Anand S., Sarveswara R.K., Das R.P. //Trans Indian Inst Met. 1986. V.39, № 1. P. 51-56.

38. F.W. Starrat. J. of Metals, 1961, v. 13, № 3, p. 221-222, РЖ Металлургия, 1961, ЮГ, С. 26.

39. D.J.I. Evans, S. Romanchuk, V.N. Mackin. The Canadian Mining and Metallurg. Bull. 1964, August, P. 857-866.

40. С.И. Соболь, В.И. Спиридонова. Обогащение и металлургия цветных металлов. Сборник научных трудов Гинцветмета, 1957, № 13. С. 89-101 и 102-114.

41. И.М. Нелень, С.И. Соболь. Металлургия цветных металлов. Сборник научных трудов Гинцветмета, 1959, № 15, С. 447-475.

42. Сборник материалов по применению автоклавных процессов в металлургии цветных и драгоценных металлов, ЦИИНцветмет, М., С. 132142.

43. Marsden J., Brewer В., Hazen N., 2003. Copper concentrate leaching developments by Phelps Dodge Corporation. In: Young C.A., et al. (Eds.). Hydro 2003, The Minerals Metal and Materials Society. Warrendale, Pennsylvania, P. 1429-1446.

44. King J.A., Dreisinger D.B., 1995. Autoclaving of copper concentrates. In: Cooper W.C., Dreisinger D.B., Dutrizac J.E., Hein H., Ugarte G. (Eds.), Proceedings, Copper '95. Cobre '95. Canadian Institute of Mining, Metallurgy and Petroleum, Montreal, P. 511- 534.

45. Marsden J., Brewer R.E., Hazen N. //«Hydrometallurgy 2003», 5 Intern. Count. TMS. 2003, V. 2. P. 1429-1446.

46. Wilmont J.C. Smith R.J., Brewer R.E. Pressure Hydrometallurgy 2004. 34 Ann. Hydromet. Meeting (Banff, Alberta, Canada), 2004, P. 77-84.

47. Berezowsky R.M., Xue Т., Collins M.I., Makwana M. and oth. //JOM. 1999. V.51, №12. P.36-41,

48. Fleming C.A., Dreisinger D.B., O'Kane P.T., 2001. Oxidative pressure leach recovery using halide ions. U.S. Pat. 6.315.812, November 13, 2001.

49. Ferron C.J., Fleming C.A., O'Kane P.T., Dreisinger D., 2002. High temperature chloride assisted leach process to extract simultaneously Cu, Ni, Au and the PGM's from various feedstocks. In:. Chloride Metallurgy 2002: Practice and Theory of Chloride/Metal Interaction, Annual Hydrometallurgy Meeting, 32nd, Montreal. QC, Canada, Oct. 19 23, 2002, vol. 1. Canadian Institute of Mining. Metallurgy and Petroleum. Montreal, P. 11-28.

50. Dreisenger D., Murray W., Baxter K., Holmes M., Jacobs H., and Molnar R. The metallurgical development of the El Boleo copper-cobalt-zinc project. Proceedings of ALTA Copper 2005, Perth, ALTA Metallurgical Services, Melbourne, Australia, 2005.

51. Cheng C.Y. and Urbani M.D. Solvent extraction process for separation cobalt and/or manganese from impurities in leach solutions. Patent Publication No. WO 2005/073415 Al.

52. Ferron C.J., Fleming C.A., O'Kane P.T., and Dreisinger D. Pilot plant demonstration of the PLATSOL™ process for the treatment of the NorthMet copper-nickel-PGM deposit, Mining Engineering. Littleton, CO, United States, 2002, vol. 54, no. 12, P. 33-39.

53. Marsden J.O., Brewer R.E., and Hazen N. Copper Concentrate Leaching Developments by Phelps Dodge Corporation, Hydrometallurgy 2003, C.A. Young, A.M. Alfantazi, C.G. Anderson, D.B. Dreisinger, B. Harris and A. James (eds.), TMS, Warrendale, USA, 2003, P. 1429-1446.

54. Brewer R.E. Copper Concentrate Pressure Leaching - Plant Scale-Up from Continuous Laboratory Testing, Minerals and Metallurgical Processing, November, 2004, vol. 21, no. 4, P. 202-208.

55. i/pdf/FAN 2005-12-15 NR.pdf

56. Kofluk D.K., Collins M.J., 1998. U.S. Pat. 5.730.776, March 24. 1998.

57. Buban K.R., Collins M.J.// Annual Copper Hydromet Roundtable. Vancouver B.C., Canada, 2-5 Nov., 1997.

58. Collins M.J., Buban K., de Kock, Kalanchey R., Xue T. //Alta Copper Sulphides, Symposium. Brisbane. Australia, 1998. P. 1-16.

59. Dempsey P., Dreisinger D.B., 2003. Acidic redox leaching of copper and other metal values from chalcopyrite. U.S. Pat. 6.503,293. January 7, 2003.

60. Dreisinger D.B., Marsh J., Dempsey P. 2002a. The Anglo American Corporation/University of British Columbia (AAC/UBC) chalcopyrite copper hydrometallurgy process. In: Proceedings. ALTA Copper Conference 2002. Perth, Australia. ALTA Metallurgical Services Melbourne, p. 27.

61. Dreisinger D.B., Steyl J., Sole K., Gnoinski J., Dempsey P., 2003. The Anglo American Corporation/University of British Columbia (AAC/UBC) Chalcopyrite Copper Hydrometallurgy Process. In: Proceedings, Copper 2003, Santiago, Chile, December. 2003.

62. Jones D.L., 1996. CESL Copper Process, Presented at the ALTA Copper Hydromelallurgical Forum, Brisbane. Australia. October, 1996. ALTA Metallurgical Services, Brisbane.

63. D. Jones, J. Hestrin. CESL process for copper sulphides operation of the demonstration plant. Alta 1998 Copper Sulphides Symposium, October 19, 1998

64. D. L. Jones. The CESL process for Nickel-Cobalt-Copper Sulphides. Nickel-Cobalt 97 International Symposium.

65. Гелейшвили Т.П., Гогоришвили П.П., Онучкина Н.И. и др. //Цветные металлы. 1976. №3. С. 12-13. //Цветные металлы. 1976. №8. С. 16-17.

66. Набойченко С.С., Колмачихин В.Н. //Изв. вузов. Цветная металлургия. № 1. С. 47-49.

67. Anderson C.G., The industrial non-cyanide hydrometallurgical recovery of silver and gold utilizing nitrogen species catalysed pressure oxidation. In: Young C.A., Alfantazi A., Anderson C., James A., Dreisinger D., Harris B. (Eds), Hydrometallurgy 2003, Volume 1: Leaching and Solution Purification. The Minerals. Metals and Materials Society, Warrendale, PA, USA, P. 89 - 104.

68. C.G. Anderson, NSC Pressure Leaching: Industrial and Potential Application, ALTA 2008, Perth, West Australia, June 2008.

69. Nyman В., Aoltonen A. and oth. //Hydrometallurgy. 1992. V.29. P. 460-478.

70. Svinkels J.M., Berezowsky R.M. CIM Bull. 1978. №2. P. 105-121.

71. Lei K.P.V., Carnahan T.G. //Rept. Invest. Bur. Mines, US. Dep. Inter. 1987. №9122. P. 1-14.

72. Corrans I.J., Angove J.E., Johnson G.D., 1995. The treatment of refractory copper-gold ores using Activox ® processing. In: Randol Gold Conference, Perth. Randol International, Golden, Colorado.

73. Патент 5232491А США МКИ С 22 В 11/08. Activation of a mineral species / Ian J. Corrans, John E. Angove; Dominion Mining Limited. - № 902992; Заявл. 23.06.92; Опубл. 03.08.1993, НКИ 75/743.

74. Плаксин, И.Н. Растворимость цианистой меди в растворах цианистого натрия и калия / И.Н. Плаксин, Ц.Э. Фишкова // Сборник научно-исследовательских работ по металлургии золота. - М.: НИСЭолото.-1936. -С. 46-62.

75. Владимирова, М.Г. Физико-химические константы, характеризующие образование и состав цианистых комплексов двухвалентной меди / М.Г. Владимирова, И.А. Каковский // ЖПХ. - 1950. -№6. - С. 580-598.

76. Тгап, Т.. Davis. A., Song, J., 1992. Extraction of gold in halide media. In: Misra, V., I lalbe, D.. Spottiswood, D..I. (Eds.), Proceedings, Symposium on Extractive Metallurgy of Gold and Base Metals. Australasian Institute of Mining and Metallurgy, Melbourne, P. 323-327.

77. Tran, Т.. Lee. K., Fernando, К .. 2001. Halide as an alternative lixiviant for gold processing - an update. In: Young, C.A., Twidwell, L.G.. Anderson, C.G. (Eds.). Cyanide: Social, Industrial and Economic Aspects. The Minerals. Metals and Materials Society. Warrendale, PA, USA. P. 501-508.

78. McGrew, K.J., Murphy, J.W., 1985. Iodine leach for the dissolution of gold. Pat. 4557759 US.

79. Barbosa-Filho. O., Monhemius, A.J.. 1997. Leaching of gold in thiocyanate leaching. Hydro- metallurgy 47, 37-45.

80. Monhemius. A.J., Ball. S.P., 1995. Lcaching of Dominican gold ores in iodide-catalysed thiocyanate solutions. Trans. Inst. Min. Metall. С 104. C1I7-C124

81. Kholmogorov. A.G., Kononova, O.N.. Pashkov, G.L., Kononov, Y.S., 2000. Thiocyanate solutions gold technology. Hydrometallurgy 64. P. 43-48.

82. Wan. R.Y., Le Vicr, M.. Miller, J.D., 1993. Research and development activities for the recovery of gold from non-cyanide solutions. In: Hiskey, J.B.. Warren. G.W. (Eds.), Hydro- metallurgy Fundamentals, Technology and Innovations. The Society for Mining, Metallurgy and Exploration, Inc, Littleton. CO. USA, P. 415-436.

83. Meng X., Han K.N. The dissolution behaviour of gold in ammoniacal solutions. In: Hiskey J.B., Warren G.W. (Eds.). Hydrometallurgy, Fundamentals, Technology and Innovation. The Society for Mining, Metallugy and Exploration Inc., Littleton, CO, USA, P. 205-221.

84. Guan Y.C., Han K.N., 1996. The electrochemical study on the dissolution behaviour of gold in ammoniacal solutions at temperatures above 100 °C. J. Electrochem. Soc. 143(6), P.1875-1879.

85. Han. K.N., Fuerstenau. M.C., 2000. Factors influencing the rate of dissolution of gold in ammoniacal solutions. Int. J. Mineral. Proc. 58. P. 369-381.

86. Berezowsky R.M., Gormcly L.S., 1978. Recovery of precious metals from metal sulfides. U.S. Pat. 4,070,182, January 24. 1978.

87. Пат. 6.632.264 US. Gold recovery from thiosulfate leaching / Zhang; Hongguang (Bull Creek, AU), Dreisinger; David (Delta, CA). Filled. 17.04.2001. Pub. 14.10.2003.

88. Жучков И.А., Минеев Г.Г., Аксенов А.В. Серосодержащие растворители благородных металлов в геохимических и металлургических процессах. Иркутск: ИрГТУ, 2009.

89. Hunter, R.M., Stewart, F.M.. Darsow, Т., Fogelsong, M.L., Mogk. D.W.. Abbott. E.H.. Young. C.A., 1998. New alternative to cyanidation: biocatalvsed bisulfide leaching. Min. Proc. Extr. Metall. Rev. 19(1-4), P. 183-197.

90. Seward, T.M., 1973. Thio complexes of gold and the transport of gold in hydrothcrmal ore solutions. GeoC'him. Cosmochim. Acta 37, P. 379-399.

91. Deng, Т., Ke, J.J., Chen, J., 1984. Kinetics of disproportionation of elemental sulfur in aqueous solutions. J. Chem. Ind. Engng. 3(4), P. 128-334.

92. Zhang, .1., Xinzhe, L.. Ncngwen, Y., Feng, D., 1993. Leaching gold and platinum group metals by the LSSS method. In: Mishra. R.K. (Ed.). Precious Metals 1993. International Precious Metals Institute. Allentown, PA. USA. P. 281288.

93. Touro, F.J., Wicwiorowski, Т.К., 1992. Recovery of gold from ores using a complex pre-treatment and leaching with sulfurous acid. US Pat. 5,147.617

94. Семенов В.Я. Разработка гидрометаллургических процессов извлечения золота и цветных металлов на основе исследования серощелочных растворов: Дис. канд. техн. наук; Иркутск - «Иргиредмет». 1982.-217 с.

95. Г.Г. Минеев, Т.С. Минеева, И.А. Жучков, Е.В. Зелинская. Теория металлургических процессов: учебник/ под общ. ред. Г.Г. Минеева. Иркутск : Изд-во ИрГТУ, 2010. 524 с.

96. Проведение исследований с разработкой дополнений к технологическому регламенту по переработке руд Березняковского месторождения с использованием автоклавного вскрытия флотоконцентратов: информационная записка. Этап 1 / ОАО «Иргиредмет»; ответственный исп. Л.В. Кин. - Иркутск, 2009 г. - 36 с.

97. Методика: «Рациональный анализ на золото и серебро руд и продуктов их переработки» ОАО «Иргиредмет» М-Л1-01-2009.

98. Лодейщиков В.В. Технология извлечения золота и серебра из упорных руд: в 2-х томах. - Иркутск: ОАО «Иргиредмет», 1999.

99. Thomas K.G. Pressure oxidation overview//Advances in gold ore processing. Edited by M. D. Adams, 2005. - Chapter 15. - P. 346-369.

100. Мозгов, H.H., Цепин А.И. Блеклые руды (Особенности химического состава и свойств)/ Н.Н. Мозгов, А.И. Цепин. - М.: Наука, 1983. - 280 с.

101. Штрунц, X. Минералогические таблицы / X. Штрунц. - М.: Госгортехиздат, 1962. - 532 с.

102. Roman R.J., Benner B.R., 1973. The dissolution of copper concentrates. Miner. Sci. Eng. 5(1), P. 3-24.

103. Dutrizac J.E., MacDonald R.J.C., 1973. The effect of some impurities on the rate of chalcopyrite dissolution. Can. Met. Quart. 12(4), P. 409-420.

104. Habashi F., 1978. Chalcopyrite: Its Chemistry and Metallurgy. McGraw-Hill, New York.

105. Dutrizac J.E., 1978. The kinetics of dissolution of chalcopyrite in ferric ion media. Metall. Trans. В 9B.P. 431-439.

106. Dutrizac J.E., 1981. The dissolution of chalcopyrite in ferric sulfate and fcrric chloride media. Metall. Trans. В I2B. P. 371-378.

107. Dutrizac J.E., 1982. Ferric ion leaching of chalcopyrites from different localities. Metall. Trans. В I3B. P. 303-309.

108. Jones D.L., Peters E., 1976. The leaching of chalcopyrite with ferric sulfate and ferric chloride. In: Yannopoulos J.C., Agarwal J.C. (Eds.), Extractive Metallurgy of Copper, vol. 2. The American Institute of Mining Metallurgical and Petroleum Engineers (AIME), New York. P. 633-653.

109. Munoz P.B., Miller J.D., Wadsorth M.E., 1979. Reaction mechanism for the acid ferric sulfate leaching of chalcopyrite. Metall. Trans. В 10B, P. 149-158.

110. Beckstead L.W., 1976. Acid ferric sulfate leaching of attritor-ground chalcopyrite concentrates. In: Yannopoulos, J.C.. Agarwal, J.C. (Eds.), Extractive Metallurgy of Copper, vol. 2. The American Institute of Mining, Metallurgical, and Petroleum Engineers (AIME), New York. P. 611-632.

111. Доброхотов Г.Н.,МайороваЕ.В.//ЖПХ. 1962. T.35, №8. С. 1702-1709.

112. Oprea F., Taloi D. //Metallurgia. 1971. Vol.23, № 1. P.33-35.

113. Majima H., Peters E. //Trans. Met. Soc. AIME. 1966. Vol.236, № ю. P. 1403-1413.

114. Majima H.//Flotation. 1967. №32. P.31-36.

115. Vizsolyi A., Veltman H., Warren J, h., Mackiv V.N. //J. Metals. 1967. Vol. 19, №11. P. 52-59.

116. Hackl R.P., Dreisinger D.B., Peters E., King J. A. //Hydrometallurgy. 1995. Vol. 39, №1-3. P. 25-49.

117. Шнеерсон Я.М., Фрумина JI.M., Ивановский B.B., Касаткин С.В. //Гипроникель: Сб. науч. тр. Л., 1981. С. 53-61.

118. Hackl R.P., Dreisinger D.B., King J.A., 1995а. Effect of sulfur dispersing surfactants on the oxygen pressure leaching of chalcopyrite. In: Cooper W.C., Dreisinger D.B., Dutrizac J.E., Hein N., Ugarte G. (Eds.). Proceedings, Copper '95, Cobre '95. Canadian Institute of Mining, Metallurgy and Petroleum. Montreal, P. 559-574.

119. Гричук Д.В. Термодинамические модели субмаринных гидротермальных систем. -М.: Научный мир , 2000. -304 с.

120. White W.B., Johnson S.M., Dantzig G.B. Chemical equilibrium in complex mixtures.// J.Chem.Phys., 1958. V.28. №5. P.751-755.

121. Brinkley S.R., Jr. Note on the conditions of equilibrium for systems of many constituens.//J.Chem.Phys., 1946. V.14. №9. P.563-564.

122. Brinkley S.R., Jr. Calculation of the equilibrium composition of systems of many constituens.// J.Chem.Phys., 1947. V.15. №2. P.107-110.

123. Карпов И. К., Архипов С. В., Катков О. М. Математическое моделирование на ЭВМ с учетом кинетики и динамики физико-химических процессов // Материалы Всесоюзной конференции «Подземные воды и эволюция литосферы». М., Наука, 1985. Т. II. С.293-296.

124. Кулик Д. А., Чудненко К. В., Карпов И. К. Алгоритм физико-химического моделирования эволюции системы локально-равновесных резервуаров, связанных потоками подвижных групп фаз // Геохимия, 1992. № 6. С.858-870.

125. Карпов И. К., Чудненко К. В., Другов Г. М. Термодинамика открытых систем: феноменология Д. С. Коржинского и моделирование на ЭВМ // Геология и геофизика, 1991. № 11. С.13-19.

126. Chudnenko К. V., Karpov I. К., Bychinskii V. A., Kulik D. A. Current status of the SELEKTOR software package // Water-Rock Interaction (eds. Y.K. Kharaka

& О. V. Chudaev), Proc. 8th Inter. Symp. on Water-Rock Interaction. Vladivostok, 1995. A. A. Balkema. P.725-727.

127. Shock E. L., Sassani D. C, Willis M., Sverjensky D. A. Inorganic species in geologic fluids: Correlations among standard molal thermodynamic properties of aqueous ions and hydroxide complexes // Geochim. Cosmochim. Acta, 1997, v. 61, №5, P. 907-950.

128. Helgeson H. C, Delany J. M., Nesbitt H. W., Bird D. K. Summary and critique of the thermodynamic properties of rock-forming minerals // Amer. J. Sci., 1978, v. 278A, P. 1-229.

129. Berman R. G., Brown T. N. The heat capacity of minerals in the system K20-Na20-Ca0-Mg0-Fe0-Fe203-Al203-Si02-Ti02-H20-C02: representation, estimation and high temperature extrapolation // Contr. Miner. Petrol., 1985, v. 89, P. 168-183.

130. Chase M. V. Jr., Davles C. A., Downey J. R. Jr. et al. JANAF Thermochemical Tables, Part 1-2 // J. Phys. Chem. Ref. Data, 1985, v. 14, Suppl. 1,P. 1-1856.

131. Robert, R. Seal II, Eric J. Essene & William, C. Kelly. Tetrahedrite and Tennantite: Evaluation of Thermodynamic Data and Phase Equilibria. Canadian Mineralogist, vol. 28. 1990. P. 725-738.

132. Рид P., Прауснитц Дж., Шервуд В. Свойства газов и жидкостей. JL, Химия, 1982, 591 с.

133. Helgeson Н. С, Kirkham D. Н., Flowers G. С. Theoretical prediction of the thermodynamic behavior of aqueous electrolytes at high pressures and temperatures: IV. Calculation of activity coefficients, osmotic coefficients, and apparent molal and standard and relative partial molal properties to 600 °C and 5 kb // Amer. J. Sci., 1981, v. 281, P. 1249-1516.

134. Shock E. L., Oelkers E. H., Johnson J. W. et al. Calculation of the thermodynamic and transport properties of aqueous species at high pressures and temperatures: effective electrostatic radius to 1000 °C and 5 kbar //J. Chem. Soc. London Faraday Trans., 1992, v. 88, P. 803-826.

135. Lee В. I., Kesler M. G. Generalized thermodynamic correlations based on three-parameter corresponding // AICHE J., 1975, v. 21, P. 510-527.

136. Breedveld G. J. E., Prausnitz J. M. Thermodynamic properties of supercritical fluids and their mixtures at very high pressure // AICHE J., 1973, v. 19, P. 783-796.

137. Helgeson H.C. Evaluation of irreversible reactions in geochemical processes involving minerals and aqueous solutions.// Geochim. and Cosmochim. Acta. 1968, V.32. N8. P.853-877.

138. . Карпов И.К., Киселев А.И., Летников Ф.А. Моделирование природного минералообразования на ЭВМ. -М.: Недра, 1976. -255с.

139. Карпов И.К. Физико-химическое моделирование на ЭВМ в геохимии. -Новосибирск: Наука, 1981. -248 с.

140. Карпов И. К., Архипов С. В., Катков О. М. Математическое моделирование на ЭВМ с учетом кинетики и динамики физико-химических процессов // Материалы Всесоюзной конференции «Подземные воды и эволюция литосферы». М., Наука, 1985. T. II. С.293-296.

141. Коржинский Д. С. Теория метасоматической зональности (2-е дополненное издание). -М., Наука, 1982. -104с.

142. Богородский А.В. Исследование и разработка технологии извлечения благородных металлов из упорных сульфидных концентратов методом автоклавного окисления: Дис. канд. техн. наук; Иркутск - «Иргиредмет». 2011.- 149 с.

143. Лапин А.Ю. Автоклавно-гидрометаллургическая переработка упорных золотосодержащих сульфидных материалов при пониженных температурах / А.Ю. Лапин, Г.А. Битков, Я.М. Шнеерсон // Цветные металлы. - 2011. - № 12. С. 39-44.

144. Гудков А.С. Извлечение золота из упорного сульфидного сырья с применением автоклавного окисления и серосодержащих растворителей: Дис. канд. техн. наук; Иркутск - ИрГТУ. 2010. - 141 с.

145. Пат. 2031157 РФ. Способ переработки сульфидных золотосодержащих материалов / С.С. Гудков, В.Е. Дементьев, Л.П. Семенова. Иркутский государственный научно-исследовательский институт редких и цветных металлов. МПК 6 С22ВЗ/04, С22В11/00 - Заявл. 04. 07.1991; Опубл. 20.03. 1995.

146. Положительное решение о выдаче Патента № 2012149343/02(079112). Способ переработки сульфидного сырья, содержащего драгоценные металлы / Епифоров A.B., Гудков С.С., Валиков C.B., Богородский A.B. Заявл. 19.11.2012. Решение о выдаче от 25.12.2013.

147. Климанцев B.C., Воронина О.Б., Кононова О.Н., Холмогоров А.Г. Исследования сорбционного извлечения золота из руд олимпиадинского месторождения. Сообщение 2. Сорбция золота из тиосульфатных растворов // Вестник КрасГУ. 2003. № 2. С. 136-143.

148. Кононова О.Н., Шатных К.А., Приходько К.В., Каширин Д.М., Холмогоров А.Г. Сорбция золота (I) и серебра (I) из тиосульфатных растворов на анионитах // Цветные металлы. 2009. № 1. С.40-43.

149. Патент RU2385959 Cl МПК С22В11/00, С22ВЗ/04. Способ получения золота из сульфидных золотосодержащих руд / В.В. Смолянинов, Г.В. Шехватова, В.А Смагин; Заявка: 2008142499/02, 28.10.2008; Опубл. 10.04.2010.

150. Патент 6344068 В1 США МКИ С 22 В 11/04. Process for recovering gold from thiosulfate leach solutions and slurries with ion exchange resin / Fleming C., Wells J., Thomas K.G; Barrick Gold Corp; Заявл. 04.04.2000; Опубл. 05.02.2002.

151. Проведение исследований с разработкой дополнений к технологическому регламенту по переработке руд Березняковского месторождения с использованием автоклавного вскрытия флотоконцентратов: информационная записка. Этапы 2-3 / ОАО «Иргиредмет»; ответственный исп. Ю.Е. Емельянов. - Иркутск, 2009 г.-Зб с.

152. Металлургия тяжелых цветных металлов [Электронный ресурс] : электрон, учеб. пособие / Н. В. Марченко, Е. П. Вершинина, Э. М. Гильдебрандт. - Электрон, дан. (6 Мб). - Красноярск : ИПК СФУ, 2009

153. Методика: «проведение лабораторных исследований по процессам сгущения пульп руд, концентратов и шламов» ОАО «Иргиредмет» М-Л7-06-2009.

154. Епифоров A.B. Исследования процесса автоклавного выщелачивания полиметаллического золотосодержащего рудного сырья // Материалы В серо с. Конф. с элементами научной школы для молодежи «Инновационное развитие горно-металлургической отрасли» [электронный ресурс].- Иркутск: Изд-во ИрГТУ, 2009.

155. Епифоров A.B. Исследование высокотемпературной автоклавной технологии переработки полиметаллического золотосодержащего рудного сырья / A.B. Епифоров, A.B. Богородский, C.B. Баликов, Ю.Е. Емельянов, Н.В. Копылова // Материалы междунар. совещ. «Научные основы и современные процессы комплексной переработки труднообогатимого минерального сырья» («Плаксинские чтения-2010» 13-18 сент. г. Казань). -Казань: 2010. - С. 333-335.

156. Епифоров A.B. Лабораторные исследования высокотемпературного автоклавного окисления полиметаллических золотосодержащих сульфидных концентратов / A.B. Епифоров, A.B. Богородский, C.B. Баликов, Ю.Е. Емельянов, Н.В. Копылова // Вестник ИрГТУ. - Иркутск: ИрГТУ, 2012 - № 1. С 116-119.

157. Дополнения к технологическому регламенту для проектирования предприятия по переработке первичной руды березняковского месторождения / ОАО «Иргиредмет»; рук. А.Ф. Ращенко - Иркутск, 2010 г.

158. Иванов В.М., Новиков A.B., Экономика, организация планирование производства на промышленном предприятии. Методические указания. -Н.Новгород: ВГАВТ, 1998. - 52с.

159. Дергачев AJL, Хилл Дж., Казаченко Л.Д. Финансово-экономическая оценка минеральных месторождений: Учебник / Под ред. В.И. Старостина. -М.: Изд-во МГУ, 2000. - 176 с.

160. Хейден А.С. (ЕНА Engineering ltd). Ведугинское месторождение. Оценка затрат на автоклавное окисление. Richmond Hill, Ontario, Canada 2007. - 26 с.

161. Епифоров А.В. Выбор технологии переработки флотоконцентрата руды Березняковского месторождения / Г.А. Ващенко, С.С. Гудков, Ю.Е. Емельянов, А.В. Богородский, А.В. Епифоров // Цветные металлы. — 2013. — №11. С. 32-35.

162. Епифоров А.В. Автоклавное окисление упорного сульфидного медно-мышьякового золотосодержащего флотоконцентрата / А.В. Епифоров, А.В. Богородский, С.В. Баликов, Ю.Е. Емельянов, Н.В. Копылова // Материалы междунар. совещ. «Новые технологии обогащения и комплексной переработки труднообогатимого природного и техногенного минерального сырья» («Плаксинские чтения-2011» 19-24 сент. г. Екатеринбург). -Екатеринбург: Изд. Форт Диалог-Исеть, 2011. - С. 561-562.

163. М. Hourn et al Xstrata Technology, Core Resources and Aker Kvaerner (now Aker Solutions), "Benefits of Using The Albion Process for a North Queensland Project, and a Case Study of Capital and Operating Cost Benefits Versus Bacterial Oxidation and Pressure Oxidation", Randol Innovative Metallurgy Forum, 2005, Perth. Australia.

164. Технология комплексного извлечения благородных и цветных металлов из бедных и упорных золото-медьсодержащих руд месторождений Южного Урала. Пояснительная записка предварительного проекта / ИрГТУ: рук. проекта В.В. Елшин. - ИрГТУ 218-4.23/13.1.001 ПЗ. Иркутск 2013 г -443 с.

Обратите внимание, представленные выше научные тексты размещены для ознакомления и получены посредством распознавания оригинальных текстов диссертаций (OCR). В связи с чем, в них могут содержаться ошибки, связанные с несовершенством алгоритмов распознавания. В PDF файлах диссертаций и авторефератов, которые мы доставляем, подобных ошибок нет.