close

Вход

Забыли?

вход по аккаунту

?

146774

код для вставкиСкачать
На правах рукописи
Гурман Маргарита Анатольевна
ПОВЫШЕНИЕ ЭФФЕКТИВНОСТИ ПЕРЕРАБОТКИ
УПОРНЫХ ЗОЛОТОСОДЕРЖАЩИХ РУД НА ОСНОВЕ
КОМБИНИРОВАНИЯ МЕТОДОВ ОБОГАЩЕНИЯ
Специальность 25.00.13 – Обогащение
полезных ископаемых
АВТОРЕФЕРАТ
диссертации на соискание ученой степени
кандидата технических наук
Чита – 2013
2
Работа выполнена в Федеральном государственном бюджетном учреждении науки
Институте горного дела Дальневосточного отделения Российской академии наук
Научный руководитель
Александрова Татьяна Николаевна
доктор технических наук, доцент,
зав. кафедрой обогащения полезных ископаемых Национального минерально-сырьевого
университета «Горный»
Официальные оппоненты:
Шумилова Лидия Владимировна
доктор технических наук, доцент,
профессор кафедры обогащения полезных ископаемых Забайкальского
государственного университета
Алгебраистова Наталья Константиновна
кандидат технических наук,
доцент кафедры обогащения полезных ископаемых Института цветных металлов и
материаловедения Сибирского федерального университета
Ведущая организация
Байкальский институт природопользования
Сибирского отделения Российской академии наук
Защита состоится 19 декабря 2013 г. в 10 час на заседании диссертационного
совета Д 212.299.01 при Забайкальском государственном университете по адресу:
672039 г. Чита, ул. Александро-Заводская, 30, ЗабГУ, зал заседаний Ученого совета
Факс: (3022) 41-64-44; E-mail: mail@zabgu.ru
С диссертацией можно ознакомиться в научной библиотеке Забайкальского
государственного университета
Автореферат разослан
Ученый секретарь
диссертационного совета,
канд. техн. наук, доцент
Отред 6 нояб13г долгова
« 10 » ноября 2013 г.
И.А. Бондарь
3
ОБЩАЯ ХАРАКТЕРИСТИКА РАБОТЫ
Актуальность работы. Хабаровский край является одним из ведущих регионов
России по добыче благородных металлов. Однако рост производства сопровождается
постепенным истощением запасов богатых и легкообогатимых руд, что требует вовлечения в переработку сложных по составу, упорных руд низкого качества. В настоящее
время геологоразведочные работы в крае направлены на доизучение, доразведку и переоценку запасов и ресурсов на перспективных объектах упорных золотосодержащих
руд, в составе которых присутствует значительное количество мышьяка и природное
углистое вещество. Мышьяк осложняет процессы извлечения золота, ухудшает качество продукции, создает опасность загрязнения окружающей среды. Присутствующее углистое вещество проявляет сорбционную активность к золотоцианистому комплексу, а
также может изолировать часть золота, делая его недоступным для цианистых растворов, снижая извлечение. Эти факторы являются сдерживающими для промышленного
освоения таких объектов. Поэтому разработка рациональных экологически безопасных
технологических схем извлечения благородных металлов из упорного сырья является
актуальной задачей.
В Российской Федерации ведущими научными центрами (ИПКОН РАН, Иргиредмет, ЦНИГРИ, ВНИИИХТ, МИСиС, ИГД СО РАН, Гинцветмет, ЗабГУ и др.) проведен большой объем исследований по переработке упорных руд практически всех известных технологических разновидностей и накоплен опыт по внедрению эффективных технологий извлечения благородных металлов на горнодобывающих предприятиях. Большой вклад в исследование теоретических основ процессов переработки минерального сырья внесли ученые И.Н. Плаксин, И.Н. Масленицкий, Л.В. Чугаев, В.Г. Агеенков,
Б.Н. Ласкорин, В.А. Чантурия, Г.В. Седельникова, В.И. Вигдергауз, И.В. Шадрунова,
Т.Н. Матвеева, А.С. Черняк, И.К. Скобеев, В.В. Лодейщиков, Г.И. Войлошников,
М.А. Меретуков, С.М. Исабаев, В.А. Луганов, В.П. Мязин и др.
Для переработки упорных сульфидных золотомышьяковых руд предложены
технологии, базирующиеся на использовании комбинированных схем, сочетающих
гравитационно-флотационное обогащение с различными методами металлургического передела упорных концентратов. Существующие способы подготовки мышьяксодержащих концентратов к цианированию с использованием окислительного обжига
не в полной мере соответствуют современным требованиям по охране окружающей
среды, в связи с образованием высокотоксичного триоксида мышьяка, большого пылевыноса, нестабильностью мышьяксодержащих отвалов. Весьма перспективным для
вскрытия золота и удаления мышьяка из концентратов в сульфидной форме является
метод окислительно-сульфидирующего обжига, который отвечает требованиям экологии и безопасности технологического процесса. Малотоксичный сульфид мышьяка
можно получить в компактном виде, он обладает низкой растворимостью в воде, отличается длительностью хранения.
Для извлечения золота из упорных руд, содержащих углистое вещество, применяются различные методы, способствующие нейтрализации его сорбционной активности. Однако при пассивировании свободного углерода ПАВ или хлором происходит частичное блокирование поверхности золота и деактивация активированных
углей, что приводит к снижению извлечения золота при цианировании. При сорбционном выщелачивании углеродсодержащих руд показатели процесса существенно зависят от соотношения между содержаниями золота и серебра в руде. Перспективными для переработки бедных упорных руд с повышенной сорбционной активностью
Отред 6 нояб13г долгова
4
представляются комбинированные схемы с применением флотации для выделения
упорной части руды, обжига для нейтрализации углистого вещества и цианирования.
В диссертационной работе обобщены результаты исследований, проведенных
автором в соответствии с госбюджетными темами Института горного дела ДВО РАН:
в 2006–2008 гг. «Создание научных основ новых методов и технологий обогащения
полезных ископаемых» (ГР № 01.2.006 13510); в 2009–2011гг. «Научное обоснование
новых эффективных методов, технологий и технических средств переработки комплексного труднообогатимого минерального сырья и извлечения ценных компонентов, включая тонкие, мелкие и наноклассы» (ГР № 01200953153); в рамках инновационного проекта № 14–ИН–09 ДВО РАН «Разработка технологии и оборудования для
переработки техногенных золотосодержащих продуктов»; проекта Отделения наук о
Земле № 09–I–08–OHЗ «Научное обоснование эффективных методов обогащения
труднообогатимого минерального сырья», при поддержке РФФИ – проект № 13–05–
00422 «Разработка технологии извлечения золота из труднообогатимого сырья с использованием физико-химических воздействий».
Цель работы – научное обоснование, разработка и апробация комбинированных методов обогащения упорных золотомышьяковых и бедных золотосодержащих
руд с природным углистым веществом для повышения извлечения золота и снижения
экологической нагрузки.
Для достижения поставленной цели решались следующие задачи:
- изучение особенностей вещественного состава упорных золотомышьяковых и
бедных золотосодержащих руд и концентратов;
- теоретическое обоснование способов подготовки упорных концентратов к
процессу цианирования;
- экспериментальное изучение влияния параметров окислительно-сульфидирующего
и окислительного обжига на показатели извлечения мышьяка в виде малотоксичного
сульфида и получение огарка для цианирования;
- исследование процесса щелочного выщелачивания в присутствии окислителя
для вскрытия золота, связанного с арсенатами железа;
- изучение возможности флотационного выделения в концентрат наиболее
упорной части из углеродсодержащей руды для последующей металлургической переработки концентрата;
- технико-экономическая оценка разработанных технологических схем извлечения золота из упорных золотомышьяковых и бедных золотосодержащих руд.
Идея работы заключается в том, что повышение эффективности извлечения
золота из труднообогатимых руд достигается комбинацией методов обогащения на
основе флотации, предварительного термохимического вскрытия упорных концентратов и гидрометаллургии.
Объект исследования – труднообогатимые золотомышьяковые руды Учаминского месторождения и бедные золотосодержащие руды Дурминского месторождения
Хабаровского края.
Предмет исследования – физические, физико-химические, химические процессы переработки упорных золотосодержащих руд.
Методы исследований. Теоретические исследования протекания возможных
химических реакций при обжиге и выщелачивании пирит-арсенопиритовых концентратов; петрографический, минераграфический, минералогический анализы с использованием оптической и электронной микроскопии; пробирный, химический, спектрохимический и эмиссионный спектральный анализ; рентгенофлуоресцентный анализ;
Отред 6 нояб13г долгова
5
масс-спектрометрический и атомно-эмиссионный с ионизацией в индуктивно связанной плазме и атомно-абсорбционный методы; рентгенофазовый анализы; метод высокотемпературного каталитического окисления и ИК-детектирования и абсорбционновесовой метод определения органического углерода; лабораторные испытания с использованием гравитационных, флотационных, металлургических методов; методы
математической статистики.
Научные положения, выносимые на защиту:
1. Повышение эффективности извлечения золота из упорных золотомышьяковых руд достигается комбинированием гравитационно-флотационного обогащения,
ступенчатого обжига концентрата для выделения мышьяка в малотоксичной сульфидной форме и пассивирования пирротина, щелочного выщелачивания в присутствии пероксида водорода и цианирования.
2. Извлечение золота из упорной бедной руды, обладающей сорбционной активностью, достигается реализацией последовательной флотации углистого вещества и
золотосодержащих сульфидов с использованием сочетания бутилового и изоамилового
ксантогенатов, обжига концентрата для нейтрализации сорбционноактивного углистого вещества и вскрытия золотосодержащих сульфидов с последующим цианированием.
Научная новизна работы:
- научно обоснован ступенчатый (окислительно-сульфидирующий и окислительный) обжиг упорных пирит-арсенопиритовых концентратов с целью перевода
мышьяка в малотоксичную сульфидную форму и пассивирования пирротина как активного цианисида и химического депрессора золота;
- экспериментально подтверждена эффективность предварительного щелочного
выщелачивания продуктов обжига, содержащих арсенаты железа (II) и (III) в присутствии пероксида водорода в качестве окислителя для повышения извлечения золота
цианированием и снижения содержания мышьяка в отходах.
- предложен способ управления режимными параметрами процесса извлечения
золота из упорной бедной руды, обладающей сорбционной активностью на основе
комбинирования последовательной флотации углистого вещества и золотосодержащих сульфидов с использованием сочетания бутилового и изоамилового ксантогенатов, обжига и цианирования (Пат. 2339454, 2452584 Российская Федерация)
Практическая значимость работы:
1. Для эффективной переработки упорных первичных и частично окисленных
золотомышьяковых руд разработана комбинированная гравитационно–флотационная
схема с последующим ступенчатым обжигом флотоконцентратов, щелочным выщелачиванием в присутствии окислителя и раздельным цианированием огарков и хвостов флотации, обеспечивающая извлечение золота на уровне 84,3 и 93,5 % и выделение 92,1 и 95,6 % мышьяка в виде малотоксичного тетрасульфида, соответственно, из
первичных и частично окисленных руд.
2. Для переработки бедной упорной золотосодержащей руды, обладающей
сорбционной активностью предложена комбинированная схема, включающая последовательную флотацию углистого вещества и золотосодержащих сульфидов, обжиг
для нейтрализации активности углистого вещества и вскрытия сульфидов и последующее цианирование.
3. Обоснован эффективный реагентный режим флотации золота и золотосодержащих сульфидов, базирующийся на использовании сочетания собирателей,
имеющих одинаковые солидофильные группы, но различную длину и структуру углеводородных радикалов. Установлено, что оптимальное сочетание бутилового и изоОтред 6 нояб13г долгова
6
амилового ксантогенатов в соотношении 4:1 позволяет увеличить извлечение золота в
пенный продукт при одновременном снижении расхода реагентов.
Достоверность полученных результатов обеспечена применением комплекса
взаимодополняющих физико-химических методов исследования, аттестованных измерительных приборов и апробированных методик, представительностью исследуемых проб, большим объемом экспериментальных данных, соблюдением принципов
комплексного подхода при анализе результатов, применением статистических методов обработки данных эксперимента.
Реализация результатов работы. Результаты работы использовались при составлении технико-экономических обоснований разведочных кондиций для подсчета
запасов на золоторудных месторождениях Учаминском и Дурминском. Научные и
практические результаты работы используются в учебном процессе при чтении лекций и проведении лабораторных работ по дисциплине «Обогащение полезных ископаемых» при подготовке студентов по специальности 130400.65 «Горное дело» (специализация «Открытые горные работы») в ФГБОУ ВПО «Тихоокеанский государственный университет» и при подготовке студентов по специальности 130400.65 «Горное дело» (специализация «Обогащение полезных ископаемых») по дисциплинам:
«Технология обогащения полезных ископаемых» и «Флотационные методы обогащения полезных ископаемых» ФГБОУ ВПО «Забайкальский государственный университет».
Личное участие автора заключается в постановке задач, разработке методик,
проведении исследований, обработке и анализе результатов.
Апробация работы. Основные положения и результаты исследований, приведенные в диссертационной работе, докладывались на Международных совещаниях
«Плаксинские чтения»: 2009 (г. Новосибирск); 2010 (г. Казань); 2011 (г. Екатеринбург); 2012 (г. Петрозаводск); 2013 (г. Томск); на Конгрессах обогатителей стран СНГ
2007, 2009, 2011, 2013 (г. Москва); на Международных научно-технических конференциях в 2010 (г. Красноярск), в 2012 (г. Екатеринбург); на конференциях с участием
иностранных ученых в 2010 (г. Новосибирск), в 2007, 2009, 2011, 2012, 2013 (г. Хабаровск); на годичном собрании Российского минералогического общества и Федоровской сессии в 2012 (г. Санкт-Петербург). Работа докладывалась на расширенных научных семинарах в Забайкальском государственном университете и в Институте горного дела ДВО РАН.
Публикации. Общее число публикаций по теме диссертации 23, в том числе в
рецензируемых изданиях, рекомендованных ВАК Минобрнауки России – 7; получено
2 патента РФ на изобретения.
Структура и объем работы. Диссертация изложена на 176 страницах, содержит 45 рисунков и 48 таблиц. Работа состоит из введения, литературного обзора (раздел 1), описания методов исследований, изложения полученных результатов
и их анализ (разделы 2–5), выводов, списка литературы из 160 наименований, приложений.
Автор считает своим долгом выразить признательность и благодарность научному руководителю д-ру техн. наук, проф. Т.Н. Александровой за помощь и поддержку; д-ру техн. наук, проф. И.Ю. Рассказову – за помощь в организации и подготовке
диссертационной работы; д-ру техн. наук проф. Г.В. Секисову и д-ру техн. наук,
проф. В.С. Литвинцеву – за методическую помощь в процессе выполнения работы;
выразить благодарность и искреннюю признательность сотрудникам лаборатории
процессов извлечения полезных компонентов из руд и россыпей ИГД ДВО РАН и соОтред 6 нояб13г долгова
7
трудникам кафедры обогащения полезных ископаемых и вторичного сырья ЗабГУ за
оказанную помощь в проведении экспериментальных и аналитических работ.
ОСНОВНОЕ СОДЕРЖАНИЕ РАБОТЫ
Во введении обоснована актуальность выбранной темы, сформулированы
цель, задачи исследований и научные положения, выносимые на защиту. В разделе 1
представлен анализ современных проблем переработки упорных золотомышьяковых
руд и золотосодержащих руд с природным углистым веществом. В разделе 2 приведены методы и объекты исследований. В разделах 3, 4 изложено теоретическое обоснование способов подготовки упорных пирит-арсенопиритовых концентратов к цианированию и результаты экспериментальных исследований по переработке упорных
золотомышьяковых и бедных золотосодержащих руд комбинированными методами.
В разделе 5 представлен расчет технико-экономических показателей переработки
упорных золотосодержащих руд по разработанным комбинированным схемам и приведены экологические аспекты предложенных технологических решений.
Первое защищаемое научное положение – Повышение эффективности извлечения золота из упорных золотомышьяковых руд достигается комбинированием гравитационно-флотационного обогащения, ступенчатого обжига концентратов для выделения мышьяка в малотоксичной сульфидной форме и пассивирования пирротина, щелочного выщелачивания в присутствии пероксида водорода и цианирования.
Руды Учаминского месторождения отличаются сложностью вещественного состава. Содержание золота в первичной (проба 1) и частично окисленной руде (проба
2) составляет 3,3 и 9,2 г/т, соответственно; крупность частиц – от 2–80 мкм до 0,5 мм.
Согласно данным рационального анализа, значительная часть золота (32,1–61,07 %)
ассоциирована с сульфидными минералами. Содержание сульфидов составляет 7–30
%, основными концентраторами золота являются арсенопирит (13,7–27,1 г/т) и пирит
(9,5–17,1 г/т). Частично окисленные руды отличаются присутствием лимонита, скородита, церуссита, бурнонита, буланжерита, джемсонита. Методами технологической
минералогии установлена упорность исследуемых руд к процессу цианирования,
причинами которой является тонкая вкрапленность золота в пирите и арсенопирите;
присутствие значительного количества мышьяка (6,3–10 %) и других элементов – химических депрессоров золота (свинец – 1,1–0,81 %; цинк – 0,86–0,21 %; медь – 0,13–
0,09 %); наличием рассеянного углистого вещества (Сорг. – 0,225–0,238 %). В результате изучения вещественного состава руды сделан вывод о том, что эффективное извлечение золота цианированием из руд Учаминского месторождения может осуществляться только после вскрытия сульфидных минералов-носителей и удаления мышьяка.
Большая доля золота тонковкрапленного в пирите и арсенопирите, предопределила необходимость проведения их флотационного обогащения. Предварительно полученные флотационные концентраты характеризуются присутствием компонентов,
осложняющих технологию их переработки (таблица 1).
Таблица 1 – Химический состав флотационных концентратов
Концентрат
Проба 1
Проба 2
Au, г /т
20,27
33,23
Отред 6 нояб13г долгова
Ag, г/т
199,8
207,8
Массовая доля компонентов, %
S
As
Sb
Cu
Pb
32,77 20,27 0,08 0,32 1,99
28,67 14,58 0,04 0,22 0,45
Zn
1,83
0,95
Sn
0,04
0,04
8
По данным минералогического анализа основными компонентами концентратов пробы 1 и 2 являются арсенопирит (78–70 %) и пирит (15–20 %), соответственно.
Высокое содержание пирита в концентратах может создавать дополнительные возможности сульфидирования мышьяксодержащих соединений за счёт образования диоксида серы и элементарной серы в процессах высокотемпературного окисления арсенопирита и пирита. Проведена теоретическая сравнительная оценка изобарноизотермического потенциала реакций образования различных продуктов при окислительно-сульфидирующем обжиге арсенопирита в температурном интервале 600–
1000 К или 327–727 °С (рисунок 1).
Температура,ºС
327
427
527
627
727
0
(3)
∆G, кДж/моль
-100
(2)
-200
Рисунок 1 – Зависимость
изобарно-изотермического
потенциала (∆G) реакций
(1) – (5) от температуры
(1)
-300
(4)
(5)
-400
-500
Полученные результаты показывают, что разложение смеси арсенопирита и пирита до FeS и As4S4 термодинамически более вероятно в присутствии кислорода. Согласно рассчитанным величинам термодинамических потенциалов, в исследованном
температурном интервале преимущественными являются реакции (1) и (2), протекающие с образованием и сульфидных As4S4, и оксидных As2O3 соединений мышьяка.
FeAsS(т) + 2FeS2(т) + O2(г) = 3FeS (т) +1/4As4S4 (г) + SO2(г)
FeAsS(т) +2/3FeS2(т) +5/6O2(г) = 5/3FeS(т)+1/12As4S4(г)+1/3As2O3(г)+1/3SO2(г)
(1)
(2)
Снизить вероятность образования оксида As2O3 (уравнение реакции 2) можно
при использовании в процессе обжига арсенопирита малых концентраций кислорода
в составе газовой фазы. Взаимодействие арсенопирита с диоксидом серы, появляющимся в процессе обжига FeAsS и FeS2, происходит с предпочтительным образованием сульфидов мышьяка As4S4, As2S3 и оксидов железа Fe3O4, Fe2О3 (уравнение реакции 3), при этом выделяется значительное количество элементарной серы.
FeAsS(т) + 2/3SO2 (г) = 1/3Fe3O4(т) + 1/4As4S4(г) + 1/12S2(т)
(3)
Ограниченным содержанием кислорода в процессе обжига пиритарсенопиритового сырья может быть достигнуто также прохождение реакций сульфидирования оксида As2O3 элементарной серой и пирротином:
Отред 6 нояб13г долгова
9
2As2O3(г) + 4,5S2(т) = 2As2S3(г) + 3SO2(г)
(4)
(5)
As2O3(г) + 2FeS(т) = Fe2O3(т) + ЅAs4S4(г)
Теоретическое исследование протекания возможных химических реакций при
обжиге пирит-арсенопиритового концентрата показало, что образование значительных количеств диоксида серы и элементарной серы способно обеспечить высокую
вероятность вывода мышьяка в сульфидной форме.
Согласно реакциям (1) и (2) пирит-арсенопиритовый концентрат разлагается с
образованием пирротина, поглощающего цианид и кислород из цианистых растворов.
Перевод его в малоактивную для цианирования форму – гематит, может достигаться
в результате окисления. Кроме того, в огарках, вероятно присутствие непрореагировавшего арсенопирита, который также будет окисляться. Окисление этих соединений
может осуществляться в интервале температур 600–750 °С и избытке кислорода по
реакциям:
(6)
FeAsS + 5/4O2 = FeS + 1/2As2O5
FeS + 1/2As2O3 = 1/2Fe2O3 + 1/4As4S4
(7)
(8)
2FeAsS + 3/2O2 = 2FeS + As2O3
(9)
3FeS + 5O2 = Fe3O4 + 3SО2
2Fe3O4 + 1/2О2 = 3Fe2O3
(10)
В окислительной атмосфере образуется некоторое количество нелетучей пятиокиси мышьяка (уравнение реакции 6). Известно, что в определенных условиях обжига As2O5 может вступать во взаимодействие с оксидами железа, образуя арсенаты железа (II) и (III): FeAsO4, Fe3(AsO4)2. Эти соединения обладают плотной структурой, и
часть золота оказывается недоступной для цианистых растворов. Для вскрытия золота, связанного с FeAsO4, Fe3(AsO4)2 огарки могут подвергаться щелочной обработке в
присутствии окислителя пероксида водорода, который разлагается с образованием
безвредных соединений кислорода и воды. При взаимодействии пероксида водорода с
гидроксидом натрия образуется кислая соль - гидроперекись натрия
NaOH + H2O2= NaHO2 + H2O
(11)
При нагревании кислые соли легко разлагаются с выделением кислорода
(12)
2NaHO2 → 2NaOH + O2
Предположительно, взаимодействие арсената железа (II) c гидроксидом натрия в присутствии перекиси водорода можно представить в виде реакций
(13)
12Fe+2 + 8AsO4-3 +3O2 + 6H2O = 8Fe+3 + 8AsO4-3 + 4Fe(OH)3 ↓
Гидроксид железа (III) выводится из зоны реакции в виде осадка, т.к. произведение
растворимости (ПР) его составляет всего 3,2·10-38, а ПР FeAsO4 – 5,8·10-21. Происходит
осаждение оставшихся ионов трехвалентного железа гидроокисью натрия и соответственно перевод AsO4-3 в растворимое состояние
Fe+3 + AsO4-3 +3Na+ + 3OH- = 3Na+ + AsO4-3 + Fe(OH)3 ↓
(14)
Суммарное уравнение процесса представлено
2 Fe3(AsO4)2 + 12NaOH + 3H2O2 = 6Fe(OH)3 + 4Na3AsO4
(15)
Для регенерации щелочи (NaOH) используется известь, образующийся арсенат
кальция Ca3(AsO4)2 может направляться на окислительно-сульфидирующий обжиг.
Результаты выполненных экспериментальных исследований согласуются с теоретическими выводами при исследовании подготовительных операций к процессу
цианирования. Предварительно проведенные эксперименты обжига концентрата при
температуре 700–730°С без подачи кислорода показали, что извлечение мышьяка в
возгоны при этих условиях не превышает 75%. Зависимость степени извлечения
мышьяка в газовую фазу от температуры обжига при ограниченной подаче кислорода
Отред 6 нояб13г долгова
10
представлена на рисунке 2. Параболический характер зависимости извлечения мышьяка в возгоны, свидетельствует о наличии оптимальной температуры процесса. Максимальное извлечение мышьяка в газовую фазу достигается в температурном интервале 500–550 °С и составляет 89,1 и 87 %, соответственно, для пробы 1 и 2 при ограниченном расходе кислорода 0,2–0,25 л/мин.
Рисунок – 2. Зависимость
извлечения мышьяка в газовую фазу от температуры
окислительносульфидирующего обжига
при ограниченной подаче
кислорода:
1 - концентратов первичной
руды;
2 - концентратов частично окисленной руды
Химический анализ возгонов после первой ступени обжига показал (таблица 2)
содержание As – 69,68–69,85 %, что указывает на возгонку мышьяка преимущественно в виде тетрасульфида (теоретическое содержание As в As4S4 составляет 70,01%).
Таблица 2 – Содержание мышьяка в возгонах и огарках ступенчатого обжига
1ступень – 500–550 ºС
при недостатке О2
Наименование
продуктов
Выход, Содержание Извлечение
%
As, %
As, %
Проба 1
Возгоны
25,92
69,68
89,1
Огарки
74,08
2,97
10,9
Концентрат
100,0
20,27
100,0
Проба 2
Возгоны
18,16
69,85
87,0
Огарки
81,84
2,31
13,0
Концентрат
100,0
14,58
100,0
1ступень– 500–550 ºС при недостатке О2
2 ступень– 600–650 ºС при избытке О2
Выход, Содержание
Извлечение
%
As, %
As, %
27,87
72,13
100,0
69,53
1,23
20,27
95,6
4,4
100,0
20,41
79,59
100,0
65,82
1,44
14,58
92,14
7,86
100,0
Согласно данным минералогического анализа, основным компонентом огарков
является пирротин, установлено также присутствие зерен пироарсенопирита, частично сохраняющего форму кристаллов. Проведение второй ступени обжига при температуре 600–650 ºС при избытке кислорода и продолжительности 2 часа приводит к
дополнительному извлечению в возгоны 6,5 и 5,14 % мышьяка, что обусловлено
взаимодействием As2O3 и FeS (уравнение реакции (7). Таким образом, проведение
ступенчатого обжига концентратов пробы 1 и 2 в оптимальных режимах позволяет
перевести 95,6 % и 92,14 % мышьяка в возгоны в виде тетрасульфида с содержанием
As – 69,53–65,82 %, при остаточном содержании мышьяка в огарках 1,23–1,44 %, соответственно. Согласно данным оптической и электронной микроскопии, основными компонентами огарков являются оксиды железа. Электронно-микроскопические изображения иллюстрируют также микропористость и золотоносность огарков (рисунок 3).
Отред 6 нояб13г долгова
11
Рисунок 3 –
ЭМ - изображение пористых огарков:
огарков
а – спектр
пектр 1
Fe51O20Au16,5Zn10,66Cu1,8Si0,04
б - спектр 2 Fe32Au64O4
Рентгенофазовый анализ
анали продуктов второй ступени обжига показал присутствие в них фаз FeAsO4, Fe4As2O11, Fe3(AsO4)2 (рисунок 4).
Рисунок 4 – Рентгенограмма продуктов второй ступени обжига:
■ - Fe2O3;
▲ - Fe3(AsO4)2;
● - FeAsO4 и Fe4As2O11
Экспериментальные исследования по выщелачиванию огарков для вскрытия
золота, связанного с арсенатами железа, проводили в присутствии пероксида водорода (3 % водный раствор) и в его отсутствии в следующих условиях:
условиях концентрация
раствора NaOH – 8,28 %; Т:: Ж = 1:6; температура пульпы – 86–90
90 °С.
° Выявлено, что в
присутствии H2O2 снижение щелочности
ще
раствора с 13,5 до 11,2 наблюдается через
100–120 минут, в то время как
как, в щелочной среде без окислителя,
окислителя рН снижается с
12,1 до 11,6 через 200 минут (рисунок
рис
5). Введение окислителя H2O2 способствует не
только окислению Fe(II) в Fe(Ш)
Fe
(уравнение реакции (13), но и знач
значительному сокращению времени растворения арсенатов железа. Регрессионная обработка данных
позволила установить аналитическую
литическую зависимость показателей
зателей рН-среды
рН
от продолжительности растворения
ения арсенатов железа в системе выщелачивания.
выщелачивания
Отред 6 нояб13г долгова
12
Рисунок 5 – Зависимость показателей рН-среды от продолжительности растворения арсенатов железа в системе выщелачивания:
1 – водный раствор NaOH и
H2 O2 ;
2 – водный раствор NaOH
Выщелачивание огарков в оптимальном режиме в щелочной среде в присутствии H2O2 при продолжительности 100–120 мин позволяет перевести 95,12–89,58 %
мышьяка в щелочной раствор и снизить его содержание в огарках от 1,23 и 1,44 % до
0,06 – 0,15 % (таблица 3).
Таблица 3 - Извлечение мышьяка щелочным выщелачиванием в присутствии H2O2
Наименование
продуктов
Огарок
Щелочной раствор
Кек выщелачивания
Содержание As, %
Проба 1
Проба 2
1,23
1,17
0,06
1,44
1,29
0,15
Распределение As, %
Проба 1
Проба 2
от опе- от исходот опеот исходрации
ной
рации
ной
100
4,40
100
7,86
95,12
4,19
89,58
7,04
4,87
0,21
10,42
0,82
Проведены экспериментальные исследования по прямому цианированию огарков и цианированию с предварительным щелочным выщелачиванием в присутствии
перекиси водорода. В результате установлено, что щелочная обработка в присутствии
пероксида водорода способствует повышению извлечения золота при последующем
цианировании на 5,7–5,9 % до 96,73–97,87 % и снижению потерь в кеках цианирования до 0,71–0,86 г/т Au, по сравнению с прямым цианированием огарков (рисунок 6).
Рисунок 6 – Показатели переработки огарков методами: – прямого цианирования
и – цианирования с предварительным щелочным выщелачиванием в присутствии H2O2
Отред 6 нояб13г долгова
13
На основании проведенных исследований разработана комбинированная схема
переработки упорных золотомышьяковых руд Учаминского месторождения (рисунок 7).
Рисунок 7 – Разработанная комбинированная схема переработки упорных
золотомышьяковых руд Учаминского месторождения
Отред 6 нояб13г долгова
14
Схема включает гравитационно
гравитационно-флотационное обогащение руды,
руды ступенчатый
(окислительно-сульфидирую
сульфидирующий и окислительный обжиг) концентрата,
концентрата выщелачивание в щелочной среде в присутствии H2O2, раздельное цианирование кеков выщелачивания и хвостов флотации Реализация комбинированной схемы обеспечивает
о
извлечение золота на уровне 84,3 и 93,5 %, соответственно из первичных и частично
окисленных руд и извлечение мышьяка в виде малотоксичногоо тетрасульфида на
уровне 92,1 и 95,6 %.
Второе защищаемое научное положение – Извлечение золота из упорной
бедной руды, обладающей сорбционной активностью, достигается реализацией
последовательной флотации углистого вещества и золотосодержащих сульфидов с
использованием сочетания бутилового и изоамилового ксантогенатов
ксантогенатов, обжига
концентрата для нейтрализации сорбционноактивного углистого вещества и
вскрытия золотосодержащих сульфидов с последующим цианированием.
цианированием
Исследуемые руды Дурминского месторождения относятся к бедным золотосодержащим. Доля сульфидов составляет 5–6 %, основным сульфидным
льфидным минералом является пирит. Содержание золота составляет 2,8 г/т. Согласно данным рационального
анализа, большая часть золота (65 %) присутствует в тонких сростках с кварцем и
сульфидами и в виде тонкой вкрапленности в сульфидных минералах.
минерал Крупность частиц золота, преимущественно
преимущественно, менее 0,05мм (рисунок. 8). Серебро относится к попутно извлекаемому компоненту,
компоненту присутствует в руде в виде сульфосолей
сульфосолей; массовая
доля Ag в руде – 58 г/т.
Выявлено присутствие в руде углистого вещества, приуроченного к кварцевым
метасоматитам. Оно рассеяно или сконцентрировано в виде прожилков и гнездовидных обособлений (рисунок 9). Размеры включений углистого вещества составляют
0,01–0,05мм. Содержание углерода в руде – Собщ. - 0,78 %, Сорг. – 0,56 %.
Рисунок 8 – ЭМ – изображение золота,
золота выделенного
из осадка после обработки
монофракций пирита азотной кислотой
кислотой.
Рисунок 9 – ЭМ – изображение гнездовидных обособлений углистого вещества на поверхности пирита
Для количественного определения сорбционной активности руды по отношению к золотоцианистому
цианистому комплексу проведено прямое цианирование и сорбционное
выщелачивание руды с использованием активного угля. Экспериментальные зависимости извлечения золота от степени измельчения материала и продолжительности
цианирования описываются
тся полиномами второй степени с коэффициентом
корреляции более 0,9 (рисунки
(р
10, 11). При прямом циан
цианировании руды
максимальное извлечение
чение золота 79,3–80,5 % достигается
ется при крупности 66,61 %
класса –0,071 мм. При
и дальнейшем доизмельчении происходит увеличение степени
дисперсности и активной поверхности частиц углистого вещества,
вещества что приводит к
адсорбции золота на углистом веществе и снижению его извлечения в раствор
раствор.
Отред 6 нояб13г долгова
15
Рисунок 10 – Зависимость извлечения золота от степени измельчения руды:
1 – сорбционное выщелачивание;
2 – прямое цианирование
Для достижения максимального извлечения золота продолжительность прямого цианирования составила 12 часов, дальнейшее цианирование приводит к снижению концентрации золота в растворе и его извлечения за счет сорбции углистым веществом. Введение активного угля снижает возможность осаждения золота на углистой части руды и способствует повышению извлечения до 91,3 %. На основании полученных результатов выявлено, что исследованная разновидность руды обладает
сорбционной активностью, расчетная величина которой составила 10,6 %, что позволяет отнести её к категории руд с умеренной сорбционной активностью.
Рисунок 11 – Зависимость извлечения
золота из исходной руды от продолжительности цианирования:
1 – сорбционное выщелачивание;
2 – прямое цианирование
Экспериментально установлена эффективность последовательной флотации углистого вещества и золотосодержащих сульфидов для выделения в концентрат наиболее
упорной части руды (таблица 4).
Таблица 4 – Результаты коллективной и последовательной флотации углистого
вещества и золотосодержащих сульфидов из руды Дурминского месторождения
Наименование
продуктов
Выход, Содержание Распределение
%
Au, г /т
Au, %
Коллективная флотация
Концентрат сульфидной флотации
5,49
46,95
89,81
Хвосты
4,51
0,309
10,19
Итого проба
100,00
2,87
100,00
Последовательная флотация углистого вещества и сульфидов
Концентрат углистой флотации
1,3
36,82
16,68
Концентрат сульфидной флотации
2,86
75,36
75,10
Объединенный концентрат
4,16
63,32
91,78
Хвосты
95,84
0,246
8,22
Итого проба
100,00
2,87
100,00
Отред 6 нояб13г долгова
Содержание
Сорг, %
0,88
0,54
0,56
1,47
1,10
1,22
0,53
0,56
16
По сравнению с коллективной флотацией, последовательная обеспечивает повышение извлечения золота в концентрат на 1,97 % улучшение его качества с 46,95 до
63,32 г/т и сокращение объема концентрата на 1,33 % для последующей переработки, а
также исключение из обработки хвостов флотации.
Согласно данным минералогического анализа и ЭМ
ЭМ, в концентрате углистой
флотации выявлено присутствие частиц тонкого золота и золотосодержащих
отосодержащих сульфидов (рисунок 12 а, б) с пленками и покрытиями углистого вещества
ества на их поверхности
(рисунок 12 в), что способствовало переводу определенного количества золота в углистый концентрат.
Рисунок 12 – ЭМ – изображения включений золота в пирите:
пирите а - спектр
Fe0,2S1,4Au13,4Ag39C4,2O41,8; б – спектр Fe3,9S9,2Au5,8Ag4,8C10,7O65,3Si0,3; в - поверхности
кристалла пирита с углистой пленкой (спектр Fe24,2S64,2O3,9C3,3Au2,9Ag1,48Al0,01Mg0,01)
По результатам минералогическ
инералогического и РФА анализов, основным компонентом
объединенного золотоуглистосульфидного концентрата является пирит
пирит, содержание
Au в концентрате составило 63,32 г/т, Сорг. – 1,22 %. Для нейтрализации сорбционно
активного углистого вещества и вскрытия золотосодержащих сульфидов флотационный концентрат был подвергнут обжигу в интервале температур 5500–650 °С с избытком кислорода, продолжительностью – 4 часа. Полученные огарки представл
представлены пористой массой, благоприятной
благоприятн для цианирования. Основными составляющими полученных огарков являются оксиды железа, содержание золота составляет 86,64 г/т;
Сорг. и S – не обнаружено (рисунки
рисунки 13, 14).
Рисунок 13 – Рентгенограмма огарков
обжига углеродсодержащего пиритового
пи
концентрата: ■ - Fe2O3; ▲ – AlSiOH2
Отред 6 нояб13г долгова
Рисунок 14 – ЭМ - изображение
огарка с включениями золота:
спектр
пектр Au95Fe3Ag2
17
На стадии цианирования огарков в раствор переходит 98,78 % золота при
сквозном извлечении золота по схеме – 90,66 % (таблица 5).
Таблица 5 – Результаты цианирования продуктов обжига углеродсодержащего
пиритового концентрата Дурминского месторождения
Наименование
продукта
Аu-содержащий раствор
Кек
Итого огарок
Массовая доля золота,
мг/л; г/т
3,42
1,06
86,64
Распределение золота, %
от операции
от исходной
98,78
90,66
1,22
1,12
100,00
91,78
Для эффективной флотации золотосодержащих сульфидов и свободного золота
предложен способ флотации, основанный на использовании сочетания сульфгидрильных собирателей с одинаковыми солидофильными группами, но различной длиной и структурой углеводородного радикала. Бутиловый ксантогенат (БКх) имеет
нормальную структуру радикала, изоамиловый (ИзКх) отличается изостроением углеводородной цепи, разветвление которой расположено близко к солидофильной
группе. Предположительно, при закреплении ИзКх на минерале разветвленная углеводородная цепь более значительно деструктурирует гидратные слои, расположенные
вблизи поверхности минерала и облегчает проникновение БКх-ксантогената к поверхностному слою минерала. При совместном действии собирателей улучшаются
показатели флотации. Экспериментально подтверждено, что для флотации золота и
золотосодержащих сульфидов смесь раствора БКх и ИзКх в соотношении 4:1 является
наиболее эффективным собирателем (рисунок 15). Применение сочетания собирателей
позволяет извлекать в концентрат 89,81 % золота, что на 3,43 и на 1,81 % выше по
сравнению с индивидуальным использованием БКх и ИзКх, соответственно. При флотации смесью собирателей происходит снижении расхода реагентов от 125–150 г/т до
100 г/т. Регрессионная обработка данных позволила установить аналитическую зависимость извлечения золота в концентрат от расхода ксантогенатов калия (рисунок 16).
Рисунок 15 – Зависимость извлечеРисунок 16 – Зависимость извлечения
ния золота от соотношения ксантозолота от расхода ксантогенатов калия:
генатов БКх и ИзКх в сочетании
1 – ИзКх, 2 – БКх, 3 – сочетания БКх и ИзКх
На основании проведенных исследований разработана комбинированная схема
извлечения золота из бедной упорной золотосодержащей руды Дурминского месторождения, обладающей умеренной сорбционной активностью (рисунок 17).
18
Рисунок 17 – Разработанная комбинированная схема переработки упорной
бедной золотосодержащей руды с умеренной сорбционной активностью
Дурминского месторождения
Отред 6 нояб13г долгова
19
Предложенная схема включает последовательную флотацию углистого вещества и золотосодержащих сульфидов для выделения в концентрат наиболее упорной
части руды, обжиг золотоуглистосульфидного концентрата для нейтрализации сорбционной активности углистого вещества и вскрытия золотосодержащих сульфидов и
последующее цианирование Реализация комбинированной схемы обеспечивает извлечение золота на уровне 90,66 %.
Результаты выполненных расчетов технико-экономических показателей переработки руд Учаминского и Дурминского месторождений по разработанным комбинированным схемам показали, что при производительности предприятия 300 и 200
тыс. т руды в год, соответственно, можно будет получить 2,3 т и 0,660 т золота, с учетом эксплуатационных затрат ожидаемая прибыль составит 644462 и 181385 тыс. р. в
год, чистый дисконтированный доход – 32073954 и 7232603 тыс. р.; внутренняя норма доходности – 24,71 и 24,5 %, что свидетельствует об экономической эффективности будущей отработки запасов данных месторождений.
Заключение
В диссертационной работе на основе выполненных исследований решена актуальная научно-практическая задача повышения эффективности переработки упорных
золотосодержащих руд на основе комбинирования методов обогащения, что позволит
вовлекать в эксплуатацию аналогичные месторождения труднообогатимых руд Хабаровского края.
Основные научные и практические результаты заключаются в следующем:
1. Научно обоснован ступенчатый (окислительно-сульфидирующий и окислительный) обжиг упорных пирит-арсенопиритовых концентратов с целью перевода
мышьяка в сульфидную малотоксичную форму и пассивирования пирротина как активного цианисида и химического депрессора золота. Термодинамический анализ химических реакций при обжиге пирит-арсенопиритового концентрата показал, что образование значительных количеств диоксида серы и элементарной серы способно
обеспечить высокую вероятность вывода мышьяка в малотоксичной сульфидной
форме.
2. Установлено, что реализация ступенчатого обжига при обоснованных режимах позволяет перевести в возгоны 92,14–95,6 % мышьяка, преимущественно в виде
легколетучего сульфида As4S4 с содержанием As в возгонах 65,82–69,53 %. На первой
ступени при окислительно-сульфидирующем обжиге в интервале температур 500–
550 ºС при ограниченном расходе кислорода 0,2–0,25 л/мин извлечение мышьяка составляет 89,1–87 % при содержании Аs в возгонах 69,68–69,85 %. На второй ступени
при окислительном обжиге в интервале температур 600–650 ºС и избытке кислорода в
возгоны дополнительно извлекается 6,5 и 5,14 % мышьяка. Основным компонентом
огарков является оксид железа – гематит, благоприятный для цианирования.
3. Экспериментально подтверждена эффективность щелочного выщелачивания
продуктов обжига, в присутствии пероксида водорода в качестве окислителя для
вскрытия золота, связанного с арсенатами железа FeAsO4, Fe4As2O11, Fe3(AsO4)2 и
снижения содержания мышьяка от 1,23–1,44 % до 0,06–0,15 %. Предварительное выщелачивание огарков способствует повышению извлечения золота при последующем
цианировании на 5,7–5,9 % (до 96,73 и 97,87 %) по сравнению с прямым цианированием огарков, не подвергнутых щелочной обработке.
4. Предложен способ управления режимными параметрами процесса извлечеОтред 6 нояб13г долгова
20
ния золота из бедной золотосодержащей руды, обладающей умеренной сорбционной
активностью, на основе последовательной флотации углистого вещества и золотосодержащих сульфидов для выделения в концентрат упорной части, обеспечивающей
повышение извлечения золота в концентрат на 1,97 % (с 89,81 до 91,78 %), улучшение
качества концентрата с 46,95 до 63,32 г/т и сокращение объема материала на 1,33 %
при использовании сочетания бутилового и изоамилового ксантогенатов для последующей переработки концентрата.
5. Обоснован эффективный реагентный режим флотации золота и золотосодержащих сульфидов, базирующийся на использовании сочетания собирателей,
имеющих одинаковые солидофильные группы, но различную длину и структуру углеводородных цепей. Установлено, что оптимальное сочетание бутилового и изоамилового ксантогенатов в соотношении 4:1 позволяет увеличить извлечение золота в
пенный продукт с 86,38–88 % до 89,81 % при одновременном снижении расхода реагентов с 125–150 до 100 г/т (Пат. 2339454, 2452584 Российская Федерация)
6. Для эффективной переработки упорных золотомышьяковых руд Учаминского месторождения разработана комбинированная гравитационно-флотационная схема
с последующим ступенчатым окислительно-сульфидирующим и окислительным обжигом флотоконцентратов, щелочным выщелачиванием в присутствии окислителя,
раздельным цианированием кеков выщелачивания и хвостов флотации, обеспечивающая извлечение золота из первичных руд на уровне 84,3 %, из частично окисленных – 93,5 % и извлечение мышьяка в виде малотоксичного тетрасульфида на уровне
92,1 – 95,6 %.
7. Для извлечения золота из бедной углеродсодержащей руды Дурминского месторождения разработана технологическая схема на основе комбинирования методов
последовательной флотации углистого вещества и золотосодержащих сульфидов, обжига золотоуглистосульфидного концентрата для нейтрализации сорбционноактивного углистого вещества и вскрытия золотосодержащих сульфидов и цианирования,
обеспечивающая сквозное извлечение золота на уровне 90,66 %.
8. Результаты выполненных расчетов технико-экономических показателей переработки руд Учаминского и Дурминского месторождений по разработанным комбинированным схемам показали, что при производительности предприятия 300 и 200
тыс. т руды в год, соответственно, можно будет получить 2,3 т и 0,660 т золота, с учетом эксплуатационных затрат ожидаемая прибыль составит 644462 и 181385 тыс. р. в
год, чистый дисконтированный доход – 32073954 и 7232603 тыс. р.; внутренняя норма доходности – 24,71 и 24,5 %, что свидетельствует об экономической эффективности будущей отработки запасов данных месторождений.
Основные положения диссертации опубликованы в следующих работах,
в том числе в рецензируемых изданиях, рекомендованных ВАК Минобрнауки России:
1. Гурман, М.А. Тестовые исследования кучного выщелачивания проб золотосодержащей руды / М.А. Гурман, Н.Г. Ятлукова // Горный информационноаналитический бюллетень. – 2007. – № ОВ 9. – С. 286-291.
2. К вопросу о влиянии крупности измельчения на процесс выщелачивания
упорных золотосодержащих руд / Н.М. Литвинова, Н.Г. Ятлукова, Т.Н. Александрова,
М.А. Гурман, Н.С. Крестьянникова // Горный информационно-аналитический бюллетень. – 2007. – № ОВ 9. – С. 428-432.
3. Гурман, М.А. Результаты исследований по угольно-сорбционному выщелачиванию золота / Гурман М.А., Александрова Т.Н. // Горный информационноаналитический бюллетень. – № ОВ 4. – 2009. – С. 320-327.
Отред 6 нояб13г долгова
21
4. Физико-химические способы интенсификации извлечения золота из упорных руд / Ю.А. Мамаев, Т.Н. Александрова, Н.М. Литвинова, М.А. Гурман // Горный
информационно-аналитический бюллетень. – 2009. – № 11. – С. 277-283.
5. Гурман, М.А. Исследование руды умеренной сорбционной активности /
М.А. Гурман, Т.Н. Александрова, Ю.А. Мамаев // Известия вузов. Горный журнал. –
2011. – № 1. – С. 130–134.
6. Александрова, Т.Н. Проблемы извлечения золота из упорных руд юга Дальневосточного региона России и некоторые пути их решения / Т.Н. Александрова,
М.А. Гурман, С.А. Кондратьев // Физико-технические проблемы разработки полезных
ископаемых. – 2011. – № 5. – С. 124–135.
7. Гурман, М.А. Использование термохимических методов при переработке золотосодержащих пирит-арсенопиритовых концентратов / М.А. Гурман // Горный информационно-аналитический бюллетень. – 2013. – № ОВ 4. – С. 180-186.
Патенты
8. Пат. 2339454 Российская Федерация, МПК B03D 1/02 (2006.01) Способ флотации углистого вещества / Литвинова Н.М., Ятлукова Н.Г., Александрова Т.Н., Гурман М.А., Бабенко Г.И., Билевич И.Я.; заявитель и патентообладатель Институт горного дела ДВО РАН. – № 2007117674/03; заявл. 11.05.2007; опубл. 27.11.08, Бюл. № 33.
9. Пат. 2452584 Российская Федерация, МПК B03D 1/02 (2006.01) Способ флотационного извлечения тонкодисперсного золота / Александрова Т.Н., Гурман М.А.,
Литвинова Н.М., Богомяков Р.В.; заявитель и патентообладатель Институт горного
дела ДВО РАН – № 2010128014/03; заявл. 06.07.10;опубл. 10.06.12 Бюл. № 16.
Другие работы, в которых отражены результаты диссертации
10. Гурман, М.А. Исследования по обогащению золотомышьяковых руд /
М.А. Гурман // Современные технологии освоения минеральных ресурсов: материалы
Восьмой международной научно-технической конференции (Красноярск, 23-25 апр.
2010 г.). – Красноярск: ИПК СФУ, 2010. – С. 270-275.
11. Гурман, М.А. Флотационно-металлургическая схема переработки упорной
золотомышьяковой руды / М.А. Гурман // Фундаментальные проблемы формирования
техногенной геосреды: труды конференции с участием иностранных ученых (Новосибирск, 28 июня-02 июля 2010 г.). – Новосибирск: ИГД СО РАН, 2010. – Т. 1. –
С. 250-255.
12. Александрова, Т.Н. Минералого-технологическое обоснование методов извлечения благородных металлов из углеродистых пород сырья черносланцевого типа /
Т.Н. Александрова, М.А. Гурман, А.В. Сорочинская // Научные основы и современные
процессы комплексной переработки труднообогатимого минерального сырья (Плаксинские чтения 2010): материалы Международного совещания (Казань, 13-18 сент.
2010 г.). – М., 2010. – С. 487-490.
13. Гурман, М.А. Предварительный обжиг руды как способ вскрытия золота /
М.А. Гурман, Т.Н. Александрова // VIII Конгресс обогатителей стран СНГ: сборник
материалов (Москва, 28 февр.-02 марта 2011 г.). – М.: МИСиС, 2011. – Т. 1. – С. 103-106.
14. Гурман, М.А. Технологические особенности золотосеребряной руды Авлаяканского месторождения / М.А. Гурман // Новые технологии обогащения и комплексной переработки труднообогатимого природного и техногенного минерального сырья
(Плаксинские чтения 2011): материалы Международного совещания (Верхняя Пышма,
19-24сент. 2011 г.). – Екатеринбург: Изд-во «Форт Диалог-Исеть», 2011. – С. 73-76.
15. Александрова, Т.Н. Совершенствование процесса флотации золотосодержащих руд на основе оптимизации реагентного режима / Т.Н. Александрова,
Отред 6 нояб13г долгова
22
М.А. Гурман // Проблемы комплексного освоения георесурсов: материалы IV Всероссийской научной конференции c участием иностранных ученых (Хабаровск, 27-29
сент. 2011 г.). – Хабаровск: ИГД ДВО РАН, 2011. – Т. 1. – С. 218-222.
16. Гурман, М.А. Адаптация метода щелочного выщелачивания применительно к
мышьяксодержащим продуктам обжига / М.А. Гурман // Проблемы комплексного освоения георесурсов: материалы IV Всероссийской научной конференции c участием
иностранных ученых (Хабаровск, 27-29 сент. 2011 г.). – Хабаровск: ИГД ДВО РАН,
2011. – Т. 1. – С. 296-299.
17. Гурман, М.А. Исследование возможности извлечения мышьяка из огарков
окислительного обжига для их последующего цианирования / М.А.Гурман,
Т.Н. Александрова // Научные основы и практика переработки руд и техногенного
сырья: материалы Международной научно-технической конференции (Екатеринбург,
18-19 апр. 2012 г.). – Екатеринбург, 2012.
18. Гурман, М.А. Минералогическое обоснование выбора схемы обогащения руд
Учаминского месторождения / М.А. Гурман, Л.И. Щербак, Т.Н. Александрова // Современные методы технологической минералогии в процессах комплексной и глубокой
переработки минерального сырья (Плаксинские чтения 2012): материалы Международного совещания (Петрозаводск, 10–14 сент. 2012 г.). – Петрозаводск: Ин-т геологии
КНЦ РАН, 2012. – С.63-66.
19. Гурман, М.А. Минералогические особенности золотосодержащей руды
Дурминского месторождения / М.А. Гурман, Л.И. Щербак, Т.Н. Александрова // Минералогия во всем пространстве сего слова: Проблемы укрепления минеральносырьевой базы и рационального использования минерального сырья: материалы годичного собрания Российского минералогического общества и Федоровской сессии
2012 (Санкт- Петербург, 2012) – Санкт- Петербург: РМО, Национальный минеральносырьевой университет «Горный», 2012. - С.346-347.
20. Литвинова, Н.М. Потери мелкого золота при обогащении на гравитационных
аппаратах / Н.М. Литвинова, М.А. Гурман, Е.В. Зубоирова // Научно-технические проблемы освоения минеральных ресурсов на Дальнем Востоке. – Владивосток: Дальнаука,
2000. – С. 88-92.
21. Гурман, М.А. Рациональные методы переработки упорных золотосодержащих руд Хабаровского края // М.А. Гурман // Природные ресурсы и экология Дальневосточного региона»: материалы Международного научно-практического форума
(Хабаровск 25-26 октября 2012г.) - Хабаровск: ФГБОУ ВПО ТОГУ, 2013. – С.280-284.
22. Гурман, М.А. Исследование щелочного выщелачивания золотосодержащих
арсенатов железа (II) и (III) в присутствии пероксида водорода / М.А. Гурман // IX
Конгресс обогатителей стран СНГ: сборник материалов. – М. МИСиС.- 2013. – Т. 1. –
С.207-210.
23. Гурман М.А. Последовательная флотация углистого вещества и сульфидов
для повышения извлечения золота / М.А. Гурман, Л.И.Щербак // Инновационные
процессы комплексной и глубокой переработки минерального сырья (Плаксинские
чтения 2013): материалы Международного совещания (Томск, 16-19 сент. 2013 г.). Томск: ТПУ, 2013.- С. 463-465.
Отред 6 нояб13г долгова
Документ
Категория
Без категории
Просмотров
2
Размер файла
1 348 Кб
Теги
146774
1/--страниц
Пожаловаться на содержимое документа