CC BY
24
УДК 622.765:669.052+053
ОПРЕДЕЛЯЮЩЕЕ ВЛИЯНИЕ ВЕЩЕСТВЕННОГО СОСТАВА ЗОЛОТОРУДНОГО МИНЕРАЛЬНОГО СЫРЬЯ НА ТЕХНОЛОГИЮ ЕГО ПРЕРАБОТКИ
А.З.Ахмедов
НИИ Минерального сырья Национальной геологоразведочной службы МЭПР Азербайджана
mineral_xammal@mail.ru
Поступила в редакцию 30.04.2015
На примере оценки вещественного состава (химического и минералогического) 2-х технологических проб руд, характеризующих новое перспективное золоторудное месторождение Азербайджана, рассматривается влияние установленных минеральных компонентов на технологические свойства этого минерального сырья. С учетом выявленных технологических характеристик материалов испытуемых руд, экспериментально оценены различные используемые в промышленности методы их переработки. Разработан и рекомендован эффективный режим сорбционной гидрометаллургической технологии, обеспечивающий возможность выделения из данного минерального сырья до 95% содержащегося в нем золота.
Ключевые слова: золоторудное минеральное сырье, вещественный состав, технология переработки, гравитация, флотация, гидрометаллургия.
Введение
На территории Азербайджана наряду с нефтью разведано и разведуется значительное количество различных по масштабам месторождений благородных металлов. Основные запасы этого минерального сырья сосредоточены в Азербайджанской части Малого Кавказа, где в настоящее время про-мышленно осваиваются два золоторудных месторождения - "Кедабекское" и "Човдар-ское". Кроме того, в данном регионе по результатам поисковой стадии геологоразведочных работ выявлено новое, рассматриваемое ниже, Тулалларское золоторудное месторождение.
В данной работе на примере 2-х проб руд (весом по 200-250 кг), отобранных раздельно из гипсометрически разных штоль-невых горизонтов названного месторождения, кратко оцениваются их вещественный состав и влияние установленных минеральных компонентов на выбор рациональной и эффективной технологии переработки данного минерального сырья. Экспериментально оценены различные используемые в промышленности методы переработки исследуемых руд, и на основании полученных результатов рекомендован наиболее эффективный из них.
Экспериментальная часть
Золото вследствие своей химической инертности (низкой активности), находится в рудах преимущественно в виде самородного металла. Технологические свойства золотосодержащих руд определяются в основном особенностями их вещественного состава, главными из которых являются минеральный и химический составы руды, включая наличие и других ценных компонентов, имеющих промышленное значение; характер золота в руде, прежде всего его крупность и ассоциация с другими минералами; доля трудно извлекаемых окисленных минералов по сравнению с более легко извлекаемыми сульфидами - степень окисленности руды; характер минералов, с которыми связано золото; присутствие в руде компонентов, существенно осложняющих технологию ее переработки [1, 2].
Вещественный состав (химический и минеральный) материала рассматриваемых технологических проб достаточно подробно описан нами ранее в работе [3]. В этой связи в настоящей статье оцениваются в основном лишь те их характеристики, которые существенно обуславливают технологические свойства данного минерального сырья.
Химический состав испытуемых технологических проб, установленный по ре-
зультатам химического (силикатного), пробирного (на Au, Ag) и эмиссионно-спектраль-ного (ISP) анализов (табл.1), свидетельствует, что материал обеих проб почти идентичен. Основным промышленно значимым компонентом в них является только золото с
Оценивая состояние рудообразующих элементов (Fe, S) и их соединений, отметим незначительное присутствие в обеих пробах серосодержащих компонентов ^общ всего 0.23-0.39%) при относительно высоком содержании оксида железа (3.66-2.92%). Это свидетельствует о наличии в испытуемых материалах незначительного количества сульфидных минералов, в том числе пирита.
Выявленное соотношение содержания серы и оксида железа обуславливает относительно высокую степень окисленности рудных минералов в данных пробах. Эта существенная технологическая характеристика рассматриваемого минерального сырья подтверждена результатами гидрохимического рационального (фазового) анализа, выполненного по методике Филипповой [4], а также минералогическими исследованиями каменного материала этих проб, выполненными под микроскопом.
Согласно данным рационального анализа, 70-82% железа, содержащегося в исследуемых пробах руд, представлено его оксидами и гидроксидами и всего 14-25% -
содержанием в пределах 2.0-2.4 г/т. Положительным фактором является отсутствие в них значимых количеств вредных для данного минерального сырья элементов (As, Sb, Ba) и карбонатобразующих соединений (CaO и MgO).
сульфидом - пиритом. Соответствующими минералогическими исследованиями установлено, что рудная минерализация в материалах этих проб представлена в основном оксидными минералами железа - гетит-гидрогетитом, лимонитом, гематитом и незначительно - пиритом. Отметим, что указанные оксидные минералы и часто тесно ассоциируемое с ними золото технологически характеризуются как трудно извлекаемые.
Породообразующие соединения в обеих пробах представлены в основном оксидом кремния (77-78%), а также достаточно высоким содержанием оксидов алюминия (10.4-10.1%) и калия (2.85-1.9%). Последние два соединения свидетельствуют о наличии в них значимых количеств минералов глин. Минералогическими исследованиями выявлено, что нерудная минерализация в рассматриваемых пробах характеризуется в основном (на 90-95%) кварцем, халцедоном и минералом глины - каолинитом.
Отметим, что присутствие в золотосодержащих рудах повышенных количеств минералов глин отрицательно влияет на тех-
Таблица 1. Химический состав технологических проб руды
Элементы Содержание, % Соединения Содержание, %
проба 1 проба 2 проба 1 проба 2
Au 2.2-2.4 г/т 2.0-2.2 г/т SiO2 76.88 78.0
Ag 1.8-2.2 г/т 4.0-4.4 г/т M2O3 10.42 10.06
Cu* 0.007 0.006 Fe2Os. 3.66 2.92
Zn* 0.003 0.0022 в т.ч. Fe вал. 2.56 2.04
Pb* 0.0037 0.0034 SO3. 0.58 0.98
Ni* 0.0006 0.0006 в т.ч. S общ. 0.23 0.39
Co* 0.00024 0.00027 CaO 0.60 0.42
Mo* 0.0010 0.0012 MgO 0.15 0.16
As* 0.0078 0.0035 Na2O 0.08 0.05
Sb* 0.0010 0.0008 K2O 2.85 1.90
Te* 0.0024 0.0009 TiO2 0.31 0.18
Se* 0.0022 0.0012 MnO 0.01 0.01
Bi* 0.0005 0.0006 P2O5 0.05 0.05
In* 0.0001 0.00002 П.П.П. 4.12 5.30
Ba 0.0245 0.006 Итого 99.71 100.03
Примечание: * - по результатам ISP-анализа
нологические процессы как механического обогащения (гравитация, флотация), так и гидрометаллургического способа извлечения золота [1, 2]. Эти отрицательные свойства глины - каолинита экспериментально рассмотрены ниже.
Одним из основных факторов, определяющим технологические особенности золоторудного минерального сырья, является форма нахождения в нем самородного золота, включая его крупность и текстурно-структурные ассоциации с различными минера-
Таблица 2. Показатели рационального (фазового) анализа
лами. Для оценки указанного состояния золота был выполнен соответствующий гидрохимический рациональный (фазовый) анализ по методике, приведенной в [2].
Результаты этого анализа (табл.2), осуществленного на материалах обеих проб руд, измельченных до крупности 80% <0.071 мм, свидетельствуют, что при указанной крупности материала в 17-14 отн. % золота, содержащегося в них, освобождается от сростков и представляют собой свободные самородные частицы.
руд на золото (крупность мате
Наименования форм нахождения золота Абсол. содержание Аи, г/т Распределение Au, %
проба 1 проба 2 проба 1 проба 2
Свободное с чистой поверхностью (амальгамируемое, - легко извлекаемое 0.41 0.31 17.5 14.3
В минеральных сростках с открытой поверхностью -легко извлекаемое 1.35 1.48 57.4 69.0
Покрытое оксидами и гидроксидами Fe ("ржавое") -трудно извлекаемое 0.41 0.14 17.5 6.5
Мелкое - дисперсное, заключенное в сульфидах (трудно вскрываемое) 0.09 0.06 3.8 2.9
Мелкое - дисперсное, заключенное в силикатах (трудно вскрываемое) 0.09 0.16 3.8 7.3
Итого в руде по балансу 2.35 | 2.15 100 100
риала проб 80% <0.071 мм)
Такая форма золотин для многих золоторудных месторождений характеризуется как легко извлекаемая простыми гравитационными методами обогащения. Однако изучение этих золотин под микроскопом показало, что значительная их часть представлена очень мелкими - тонкими (в виде пленок) игольчатыми формами (рис.1), которые обычно трудно извлекаются гравитацией и характеризуются как "плавающие".
Рис.1. Свободные - амальгамированные (И£) самородные частицы золота.
Наряду с отмеченными свободными формами, значительное количество золотин
(57-69 отн. %) в обеих пробах характеризуется сростками с различными минералами при открытой - легкодоступной их поверхности. Такая форма золота легко извлекается флотационным и гидрометаллургическим процессами. В целом ~75% этого металла в пробе 1 и 83% в пробе 2 представлено относительно легкодоступными формами.
Кроме вышеперечисленных, в исследуемых рудах выявлено также определенное количество труднодоступных мелких, частично дисперсных форм золотин, тесно ассоциируемых с оксидами и гидроксидами железа (17.5-6.5%), сульфидами ~(4-3%) и силикатами ~(4-7%). Последняя форма считается практически неизвлекаемой.
Необходимо отметить, что увеличение количества легкодоступных форм золотин в пробе 2 (табл.2) по сравнению с таковой в пробе 1 обусловлено в основном уменьшением в последней на 11 отн.% количества золотин, покрытых трудно извлекаемыми оксидами и гидроксидами железа. Принимая во внимание, что проба 2 представляет более
низкие горизонты месторождения, следует предположить, что с глубиной залегания рудного тела количество трудно извлекаемых оксидных минералов железа и ассоциируемых с ними золотин уменьшится.
По результатам минералогических исследований полированных аншлифов самородное золото в изучаемых материалах руд характеризуется зернами различной формы (призматические, изометрично-кристалличес-кие, кавернозные и т.п.). Эти зерна так же, как и другие рудные минералы, наблюдаются исключительно в пустотах и трещинках кварца (халцедон), часто в тесной ассоциации с гидроксидами железа (рис.2).
Рис.2. Кавернозная микротекстщэа золота (1) в тесной ассоциации с лимонитом (2); смесь лимонита с дисперсными частицами золота (3). Увеличение 900х с иммерсией.
Крупность выявленных зерен самородного золота колеблется в основном в пределах от 0.02-0.03 до 0.03-0.05 мм, но встречаются также очень мелкие (0.004-0.006 мм) зерна.
В целом установленный вещественный состав материала рассматриваемых проб позволяет характеризовать данное минеральное сырье как убого-сульфидные руды халцедон-кварц-каолинит-пиритового состава с мелкими частицами золота и относительно высокой степенью окисленности рудных минералов.
Результаты и их обсуждение
В зависимости от вещественного состава золоторудного минерального сырья, включая формы нахождения в нем золота, основными промышленно используемыми
первичными методами его переработки являются механические способы обогащения (гравитация, флотация) и гидрометаллургия [1, 2]. Последняя в зависимости от форм нахождения золота осуществляется обычно как агитационным - чановым способом выщелачивания тонко измельченного материала (часто 70-80% <0.08 мм), так и перколяци-онным (просачивание) способом выщелачивания относительно крупно раздробленных материалов руды (5-10 мм и более), осуществляемым в статических условиях. В настоящее время последним, именуемым как "кучное выщелачивание", осваиваются "Ке-дабекское" и "Човдарское" золоторудные месторождения Азербайджана. Перечисленные технологические способы были экспериментально оценены на обеих пробах руд.
Как и предполагалось ранее, гравитационный метод обогащения исследуемых проб руд, испытанный на различном стандартном лабораторном оборудовании (гидроциклон, отсадочная машина, сотрясательный стол), не обеспечил удовлетворительных показателей извлечения золота.
Лабораторными экспериментами по флотации установлено, что в изысканных оптимальных режимах этого процесса можно выделить из испытуемых проб руд (крупностью 80% <0.075 мм) золото-сульфидные флотационные концентраты с содержанием золота в пределах 31-33 г/т. При этом максимальная степень извлечения этого металла в концентрат пробы 1 составила 69.1%, а пробы 2 - 71.5%.
Относительно невысокие показатели флотационного извлечения золота обусловлены в основном вещественным составом испытуемых руд, характеризующихся наличием определенного количества золотин, тесно ассоциируемых с трудно флотируемыми оксидами и гидроксидами железа, а также наличием значимых количеств легко шламующихся минералов глин. Последние, образуя в процессе измельчения руд чрезвычайно мелкие - шламистые частицы, налипают на извлекаемые минералы, в том числе золото, и препятствуют прилипанию к ним пузырьков воздуха, что соответственно за-
трудняет выделение их в пенные продукты -концентраты рассматриваемого процесса.
Для оценки эффективности гидрометаллургических способов переработки был испытан агитационный - чановый способ выщелачивания щелочными (рН= 10.5-11.0) относительно слабыми растворами цианистой соли с концентрацией КаСК в пределах 0.05-0.1%. Эксперименты выполнялись при комнатной температуре (20-230С) в специальных, открытых для доступа воздуха керамических емкостях - чанах посредством перемешивания руды механической мешалкой. При этом опыты осуществлялись как на тонко измельченных (70-90% <0.075 мм), так и на относительно крупно раздробленных (100% <5-10 мм) материалах руд. Исследования на последних позволяют оценить возможность и эффективность применения к данным рудам кучного способа выщелачивания (КВ), характеризуемого в промышленной практике значительно меньшими капитальными и эксплуатационными затратами [1].
Предваряя результаты выполненных экспериментов, отметим, что в мировой промышленной практике гидрометаллургии золоторудного минерального сырья применяется в основном слабый раствор цианистой соли. Несмотря на его определенную токсичность, использование реагента обусловлено его эффективностью, высокой селективностью и незначительными расходами по отношению к растворимости благородных металлов. Эта характеристика цианида весьма существенна для технико-экономической оценки указанного технологического процесса, особенно для руд с невысоким содержанием золота.
С целью изыскания менее токсичного, эффективного и технико-экономически обоснованного реагента - растворителя благородных металлов - во многих странах мира проводятся соответствующие исследования. В качестве альтернативы цианиду наиболее широким исследованиям были подвергнуты тиосульфат - (КН4)2Б203, тиомочевина -С8(ЫН2)2, хлорсодержащие соединения (КаС1+НС1+Ка0С1), а также (КаСК+НС1+
Ка0С1) [5]. Однако для промышленного использования альтернатива до настоящего времени пока не найдена.
Перечисленные соединения и для сравнения цианид натрия были испытаны Австралийскими исследователями на различных типах золотосодержащих руд, и на примере окисленной руды промышленно осваиваемого известного месторождения "Калгери" (Австралия) выполнены расчёты стоимости процесса выщелачивания золота указанными реагентами. Согласно этим исследованиям, наиболее эффективным реагентом - растворителем золота - с наименьшими его расходами является цианид натрия (КаСК) [6].
Оценивая результаты наших исследований по гидрометаллургической технологии переработки руд Тулалларского месторождения, отметим, что уже на начальном этапе экспериментов была выявлена существенная технологическая особенность данного минерального сырья, обусловленная наличием в нем значимых количеств глины -каолинита.
Так, при изучении оптимального времени (кинетики) стандартного агитационного способа выщелачивания руды пробы 1, измельчённой до крупности 80% <0.075 мм, было установлено, что растворимость золота в щелочном (рН=10.5-11.0) растворе цианида (0.1% КаСК) происходит неадекватно (рис.3).
Продолжительность процесса, ч
Рис.3. Влияние продолжительности стандартного агитационного цианирования руды про бы 1 на показатели растворимости золота (кинетика выщелачивания Аи).
Максимальная степень растворимости золота (87.6%) наблюдается за первые 8 ч ведения этого процесса. Далее, по мере увеличения времени перемешивания до 24 ч происходит резкое снижение степени растворимости этого металла до 45%, а затем в результате продления операции до 72 ч наблюдается вновь повышение растворимости до ~71%.
С большой долей вероятности такое поведение золота в процессе выщелачивания обусловлено наличием в испытуемой руде сорбционно активных к ионам растворенного золота минеральных компонентов. Таковым, как известно, может быть каолинит [1, 2], который при перемешивании пульпы за период от 8 до 24 ч начинает активно сорбировать ионы растворенного золота, а после 24 ч происходит десорбция золота с этого природного сорбента цианидом. Отметим, что за весь период перемешивания пульпы (72 ч) концентрация NaCN в растворе поддерживалась в пределах 0.1%.
Аналогичные исследования, выполненные на руде пробы 2, показали, что максимальная степень растворимости золота этой пробы (~89%) обеспечивается за 24 ч. Увеличение продолжительности процесса приводит к снижению степени растворимости этого металла.
В процессе рассматриваемых гидрометаллургических исследований было изучено также влияние различных факторов на растворимость золота, в том числе степень измельчения руды, концентрация цианида в выщелачивающем растворе и соотношение Т:Ж в процессе. По результатам этих опытов установлен оптимальный режим выщелачивания обеих проб руд при степени их измельчения - 80% <0.075 мм. Этот режим обеспечивает возможность выделения (растворимости) из руды пробы 1 - 85.5% (за 8 ч), а из руды пробы 2 - 87.9% (за 24 ч) содержащегося в них золота. При этом расход цианида (NaCN) для материала проб 1 и 2 составил соответственно 0.46 и 0.85 кг/т обрабатываемого материала.
Учитывая отмеченную выше технологическую особенность данного минерально-
го сырья (рис.3), для сравнения был испытан сорбционный способ агитационного выщелачивания (цианирование) руды. Этот способ, именуемый в зарубежной литературе под аббревиатурой CIP (carbon in pulp -уголь или смола в пульпе), широко используется в промышленной практике переработки руд, содержащих природные сорбци-онно-активные к ионам золота минеральные компоненты [7].
Этот способ основан на введении в процесс выщелачивания относительно крупных зерен (по сравнению с крупностью обрабатываемой руды) соответствующего сорбента - анионита, что обеспечивает возможность выделения из пульпы этих зерен (нагруженных металлом) простым способом промывки на сите соответствующей крупности -безфильтрационный процесс. В качестве сорбента в наших экспериментах был использован синтетический анионит XZ 91419.00 производства фирмы "Dow Chemical Company" (Германия) с крупностью зерен >0.8 мм. Указанный анионит, активно сорбируя растворенное золото [отрицательно заряженные анионы Au(CN2)-], предотвращают его сорбцию менее сорбционно-активными природными минералами, что соответственно снижает потери этого металла с твердыми отходами (хвостами) процесса выщелачивания.
Для определения оптимального режима процесса сорбционного выщелачивания было изучено влияние на показатели извлечения золота крупности материала обрабатываемой руды, расхода сорбента и продолжительности перемешивания пульпы. В результате этих исследований установлено, что при крупности испытуемых проб руд 80% <0.075 мм, концентрации NaCN в выщелачивающем растворе 0.07-0.1%, соотношении Т:Ж в процессе, равном 1:3, времени перемешивания пульпы 24 ч и расходе используемого сорбента в пределах 16-18 кг/т обрабатываемого материала рассматриваемый процесс обеспечивает возможность выделения данным сорбентом до 95 и 95.4% золота, содержащегося в руде проб 1 и 2 соответственно. При этом расход цианида (NaCN)
незначительно повысился (по сравнению со стандартным способом - агитационным цианированием) и составил 0.71 и 1.15 кг/т руды проб 1 и 2 соответственно.
Отметим, что указанный расход сорбента характеризует только его разовую, единовременную загрузку в процесс выщелачивания. Нагруженный металлом сорбент -анионит после операции десорбции с него золота (часто - тиомочевиной) и соответствующей регенерации вновь возвращается в процесс выщелачивания. Расход сорбента (в виде безвозвратных потерь) обусловлен только его механической прочностью при агитации пульпы и составляет обычно 10-20 г на 1 т выщелачиваемой руды [1].
Выполнены также опыты по активному агитационному цианированию относительно крупных материалов (100% <5 и <10 мм) испытуемых проб руд. Эти исследования позволяют оценить, как было отмечено выше, эффективность и возможность применения к данному минеральному сырью менее капиталоемкой гидрометаллургической технологии, основанной на способах кучного, либо подземного выщелачивания, осуществляемых в статических - значительно менее активных (по сравнению с агитацией) условиях обработки материала.
Результаты опытов, выполненных на щелочном растворе (рН=10.5-10.8) цианида (КаСК - 0.1%) при Т:Ж=1:3 и продолжительности процесса 24 и 48 ч, показали, что максимальная степень растворимости золота, содержащегося в материале проб 1 и 2 крупностью <5 мм, составляет всего 58.6 и 56.6% соответственно. На материале крупностью <10 мм показатели растворимости золота на 3-4% ниже.
Приведенные технологические показатели свидетельствуют, что применение к рудам рассматриваемого месторождения кучного, либо подземного способов выщелачивания практически не эффективно. Это объясняется наличием в испытуемом минеральном сырье в основном мелкого золота, для раскрытия и эффективного выделения которого необходимо относительно тонкое его измельчение.
Результирующие технологические показатели, полученные по всем экспериментально оцененным способам гидрометаллургической переработки (табл.3), свидетельствуют, что наиболее эффективным из них является сорбционный способ агитационного цианирования руд, измельченных до крупности 80% менее 0.075 мм.
Таблица 3. Технологические показатели переработки руд по различным способам их гидрометаллургической обработки
Способ обработки Крупность руды Наименование продуктов Выход твердого, % Абсолютное содержание Аи, г/т Извлечение Au, %
проба 1 проба 2 проба 1 проба 2 проба 1 проба 2
Сорбционное агитационное цианирование 80% <0.075 мм Аи сорбент 1.6 0.4 2.23 2.05 95.0 95.4
Хвосты цианирования 98.4 99.6 0.12 0.10 5.0 4.6
Руда по балансу 100 100 2.35 2.15 100 100
Стандартное агитационное цианирование 80% <0.075 мм Аи раствор 0.8 0.4 2.05 1.89 85.5 87.9
Хвосты цианирования 99.2 99.6 0.35 0.26 14.5 22.1
Руда по балансу 100 100 2.40 2.15 100 100
Агитационное цианирование крупных классов руды 100% <5 мм Аи раствор 0.57 0.62 1.4 1.37 58.6 56.6
Хвосты цианирования 99.43 99.38 1.0 1.05 41.4 43.4
Руда по балансу 100 100 2.4 2.42 100 100
Как было отмечено выше, найденный оптимальный режим этого процесса обеспечивает возможность извлечения соответствующим сорбентом - анионитом до 95 и 95.4 % золота, содержащегося в испытуемых пробах. Последующее выделение товарного
продукта - золота из сорбента хорошо освоено золоторудной промышленностью и может быть осуществлено по рекомендуемой принципиальной технологической схеме, представленной на рис.4.
Рис.4. Рекомендуемая принципиальная технологическая схема переработки руд рассматриваемого золоторудного месторождения.
Руда чГ—
Дробление
Оборотный раствор
Анионит, >0.8мм 80% -0.075мм NaCN, CaO
ft^-f Оборотный р -р
Сорбц. выщелачивание
NaCN-0.1% I т=24час, Т:Ж=1:3
Грохо зчение
>0.8мм ^ Смола
■Г
Тиомоч-на.
^<0.8мм Пульпа
Au
Г
Десорбция Грохочение
р-р
-О
Регенерация
Электролиз и плавка
I
Au - сплав Дора
Твердый осадок у
Обезвреживание -
Хвостохранилище
В заключение отметим, что согласно результатам проведенного нами исследования, вещественный состав золоторудного минерального сырья, а также оценка ряда технологических особенностей составляющих его минералов являются основными факторами, определяющими выбор наиболее рациональной и эффективной технологии выделения из него ценных компонентов. В этой связи детальное изучение указанных свойств рассматриваемого минерального сырья позволяют с большой долей вероятности оценить и выбрать наиболее эффективный технологический способ его переработки.
Список литературы
1. Масленицкий И.Н., Чугаев Л.В., Борбат В.Ф., Никитин М.В., Стрижко Л.С. Металлургия благородных металлов. М.: Металлургия, 1987. 432 с.
2. Зеленов В.И. Методика исследования золото- и серебросодержащих руд. М.: Недра, 1989. 264 с.
3. Ахмедов А.З., Ахмедов А.М., Велиев Г.А. Вещественный состав и технологические особенности Тулалларского месторождения золота (М.Кавказ) // Azarbaycan Milli Elm-1эг Akademiyasinin Xabarlari. 2014. № 3-4. С. 3-10.
4. Филиппова Н.А, Фазовый анализ руд цветных металлов и продуктов их переработки. М.: Металлургиздат, 1963. С.178-184.
5. Agayev O.N. Gadabay filizlarindan sianid, xlo-rit va hipoxloritli mahlullarla qizil-gumu§-misin yuyub Qixarilmasi texnologiyalarinin mu-qayisasi // Azarb. kimya jurnali. 2014. № 1. С. 98-103.
6. Mike D. Adams. Advances in gold ore processing. Australia. 2005. P. 528-529.
7. Меретуков М.А., Орлов А.М. Металлургия благородных металлов. Зарубежный опыт. М.: Металлургия, 1991. 278 с.
QIZILLI FiLiZ MiNERAL XAMMALININ TEXNOLOJi EMALI PROSESiNDO MADDi
TORKiBiN HOLLEDiCi ROLU
O.Z.Ohmadov
Azarbaycanin yeni, perspektivli qizil yatagindan g6turulmu§ 2 texnoloji filiz sinaginin qiymatlandirilmi§ maddi tarkibinin (kimyavi va mineraloji) timsalinda bu xammalda a§karlanmi§ minerallarin texnoloji prosesslara na darcada tasir etdiyi ara§dinlir. Tadqiq olunan sinaqlarda tayin edilmi§ maddi tarkiblarin xususiyyatlari nazara alinmaqla, qizilli filizgixarma sanayesinda istifada olunan muxtalif texnoloji emal usullari, apanlmi§ tacrubalarla qiymatlandirilmi§dir. Bu tadqiqatlann naticalarina asasan, nazardan kegirilan xammalin tarkibinda olan qizilin 95%-nin gixarilmasini tamin edan sorbsiyali hidrometallurji emal usulunun effektiv texnoloji rejimi i§lanib hazirlanmi§ va tovsiya edilmi§dir.
Agar sozlar: qizilli filiz mineral xammali, maddi tarkib, emal texnologiyasi, qravitasiya, flotasiya, hidrometallurgiya..
THE DECISIVE INFLUENCE OF MATERIAL CONTENT OF GOLD ORE MINERAL RAW ON
TECHNOLOGY OF ITS PROCESSING
A.Z.Akhmedov
On case of estimating material composition (chemical and mineralogical) of two technological samples of ores, characterizing a new perspective gold ore deposit of Azerbaijan, the influence of established mineral components on technological properties of this mineral raw is considered. With regard for found and technological characteristics of tested ore materials, there were experimentally estimated different methods of their processing used in industry. The efficient regime of sorption hydrometallurgic technology, providing possibility of extracting from the given mineral raw to 95% of gold contained in it, has been elaborated and recommended.
Keywords: gold ore mineral raw, material content, processing technology, gravitation, flotation, hydrometallurgy.
