CC BY
31
Оригинальная статья / Original article УДК 669.713
DOI: http://dx.doi.org/10.21285/1814-3520-2020-5-1105-1112
Оценка возможности переработки техногенного сырья с применением ультранизких концентраций цианистого натрия
© А.О. Василькова, А.В. Бывальцев, О.Д. Хмельницкая, Г.И. Войлошников
АО «Иргиредмет», г. Иркутск, Россия
Резюме: Цель - проведение опытов с целью определения возможности цианирования техногенного золотосодержащего сырья при использовании NaCN ультранизких концентраций. Были проведены опыты по цианированию трех проб техногенного сырья различного состава. Первая проба - пиритные огарки (Au - 1,8-2,3 г/т, Ag -13-22 г/т, Fe - 48,52%, Cu - 0,15-0,30%, Zn - 0,3-0,6%). Второй пробой явились лежалые хвосты медно-цинковой флотации (проба I) с содержанием Au - 0,8 г/т, Ag - 7,0 г/т, Fe - 17,2%, Cu - 0,212%, Zn - 0,207%. Следующим объектом явились медно-цинковые хвосты флотации обогатительной фабрики (проба II), в которых Au - 1,22 г/т, Ag - 15,2 г/т, Cu - 0,13%, Zn - 0,23%. В качестве предварительной обработки пиритных огарков была рекомендована водная отмывка от цветных металлов с последующей известковой обработкой. Цианирование проводили при разных расходах реагента: от 0,075 до 3 кг/т. Опыты показали, что в данном диапазоне расхода NaCN извлечение золота варьировалось от 42,9 до 44,2%, кроме того, уменьшение расхода реагента позволило снизить концентрацию ионов цветных металлов в растворах цианирования. Перед цианированием проба I также подвергалась водной отмывке от кислоты и цветных металлов; расход NaCN варьировался от 0,25 до 2,2 кг/т. Извлечение золота при этом составило 36,6-46,4%. Цианирование хвостов (проба II) проводили в диапазоне 0,15-1,2 кг/т NaCN. Извлечение золота варьировалось от 24,1 до 30,9%. Технология цианирования техногенного сырья в области ультранизких концентраций цианистого натрия является перспективной, так как обеспечивает приемлемое извлечение золота при низком расходе реагента. Для дальнейших исследований в качестве перспективного объекта по разработке технологии извлечения ценных компонентов были выбраны хвосты флотации медно -цинкового производства (проба II). Планируется провести полупромышленные испытания, расчет технико-экономических показателей и разработку технологического регламента.
Ключевые слова: металлургия благородных металлов, цианирование, переработка техногенного сырья, низкие концентрации цианида натрия
Информация о статье: поступила в редакцию 01 сентября 2020 г.; поступила после рецензирования и доработки 02 октября 2020 г.; принята к публикации 30 октября 2020 г.
Для цитирования: Василькова А.О., Бывальцев А.В., Хмельницкая О.Д., Войлошников Г.И. Оценка возможности переработки техногенного сырья с применением ультранизких концентраций цианистого натрия. Вестник Иркутского государственного технического университета. 2020. Т. 24. № 5. С. 1105-1112. https://doi.org/10.21285/1814-3520-2020-5-1105-1112
Assessing possibility of technogenic raw material processing using ultra-low concentrations of sodium cyanide
Anastasia O. Vasilkova, Alexander V. Byvaltsev, Olga D. Khmelnitskaya, Grigory l. Voiloshnikov
Irgiredmet JSC, Irkutsk, Russia
Abstract: The purpose of the study is to conduct experiments in order to determine the possibility of technogenic gold-bearing raw material cyanidation using ultra-low concentrations of NaCN. Experiments are carried out on the cyanidation of three samples of technogenic raw materials of different composition. The first sample consists of pyrite cinders (Au -1.8-2.3 g/t, Ag - 13-22 g/t, Fe - 48.52%, Cu - 0.15-0.30%, Zn - 0.3-0.6%). The second sample is represented by the aged tailings of copper-zinc flotation (sample I) with the content of Au - 0.8 g/t, Ag - 7.0 g/t, Fe - 17.2%, Cu - 0.212%, Zn - 0.207%. The next object is the copper-zinc flotation tailings of a concentration plant (sample II), with the following content of Au - 1.22 g/t, Ag - 15.2 g/t, Cu - 0.13%, Zn - 0.23%. It is recommended to use an aqueous wash from non-ferrous metals with subsequent lime treatment as a preliminary processing of pyrite cinders. Cyanidation is carried out at different consumptions of reagent: from 0.075 to 3 kg/t. The experiments have shown that gold recovery in this range of
ВЕСТНИК ИРКУТСКОГО ГОСУДАРСТВЕННОГО ТЕХНИЧЕСКОГО УНИВЕРСИТЕТА 2020;24(5):1105-1112
NaCN consumption varies from 42.9 to 44.2%; moreover, a decrease in the reagent consumption allows to reduce the concentration of non-ferrous metal ions in cyanidation solutions. Before cyanidation sample I has also been subjected to aqueous wash to remove acid and non-ferrous metals. NaCN consumption varies from 0.25 to 2.2 kg/t. In this case the extraction of gold amounts to 36.6-46.4%. Cyanidation of tailings (sample II) is carried out in the range of 0.15-1.2 kg/t of NaCN. Gold recovery varies from 24.1 to 30.9%. The cyanidation technology of technogenic raw materials in the field of ultra-low concentrations of sodium cyanide is promising, since it provides acceptable gold recovery under low reagent consumption. For further research in the field of development of an extraction technology of valuable components, the flotation tailings of copper-zinc production (sample II) are chosen as a promising object. It is planned to carry out semi-industrial tests, calculate technical and economic indicators and develop process regulations.
Keywords: precious metals metallurgy, cyanidation, recycling of technogenic raw materials, low concentrations of sodium cyanide
Information about the article: Received July 21, 2020; revised September 03, 2020; accepted for publication on October 30, 2020.
For citation: Vasilkova AO, Byvaltsev AV, Khmelnitskaya OD, Voiloshnikov Gl. Assessing possibility of technogenic raw material processing using ultra-low concentrations of sodium cyanide. Vestnik Irkutskogo gosudarstvennogo tehnich-eskogo universiteta = Proceedings of Irkutsk State Technical University. 2020;24(5): 1105-1112. (In Russ.) https://doi.org/10.21285/1814-3520-2020-5-1105-1112
ВВЕДЕНИЕ
Промышленные отходы горного производства представляют собой техногенные месторождения, которые являются перспективными для вовлечения их в разработку ввиду высокого содержания черных, цветных, редких и благородных металлов1 [1].
В настоящее время значительные объемы техногенных ресурсов (рудных отвалов прошлых лет, лежалых хвостов обогатительных фабрик, шлаков металлургического производства и т.п.) накоплены практически во всех подотрослях цветной металлургии, и ресурсы их постоянно пополняются [2-5]. Наиболее важными техногенными ресурсами для извлечения таких ценных компонентов являются огарки сернокислотного производства, получаемые на предприятиях химической промышленности, а также хвосты флотации медно-цинкового производства2 [6, 7].
В России накоплено более 250 млн т пи-ритных огарков и более 61,3 млн т хвостов флотации медно-цинкового производства. С одной стороны, такое сырье создает угрозу загрязнения водной и воздушной среды, с другой - является ценным источником получения черных, цветных, благородных и редких металлов [8, 9].
Существуют различные обогатительные, гидро- и пирометаллургические и комбинированные способы извлечения ценных компонентов из техногенного сырья, но все они являются нерентабельными ввиду низкого извлечения благородного металла и высокого расхода цианида натрия. Следовательно, поиск альтернативного процесса выщелачивания таких проблемных продуктов необходим для того, чтобы сделать их переработку более рентабельной за счет уменьшения потребления цианида при сохранении показателя извлечения золота [10-16].
Известно, что в некоторых случаях цианирование руд, содержащих растворимые соединения меди, может быть с успехом проведено при применении растворов с относительно низкой концентрацией цианида (0,01-0,02%). Этот способ основан на резком уменьшении скорости взаимодействия медных минералов с цианистыми растворами с понижением концентрации цианида. Для поддержания достаточной концентрации растворов во время цианирования их необходимо периодически подкреплять цианидом. В ряде случаев этим способом удается достаточно полно перевести золото в раствор, удерживая расход цианида в допустимых
1
Немчинова Н.В., Шумилова Л.В., Салхофер С.П., Размахнин К.К., Чернова О.А. Комплексное устойчивое управление отходами. Металлургическая промышленность: учеб. пособ. М.: ИД «Академия Естествознания», 2016. 494 с. 2Котляр Ю.А., Меретуков М.А., Стрижко Л.С. Металлургия благородных металлов (в 2 -х томах): учебник. М.: ИД «Руда и металлы». МиСиС, 2005. 823 с.
ВЕСТНИК ИРКУТСКОГО ГОСУДАРСТВЕННОГО ТЕХНИЧЕСКОГО УНИВЕРСИТЕТА 2020;24(6):110Б-1112
пределах. Основная масса меди остается при этом в хвостах цианирования [17, 18].
Вследствие этого целесообразным явилось проведение опытов для оценки применимости процесса цианирования в области ультранизких концентраций цианида натрия на трех выбранных объектах различного состава.
ЦИАНИРОВАНИЕ ТЕХНОГЕННОГО СЫРЬЯ ПРИ УЛЬТРАНИЗКОЙ КОНЦЕНТРАЦИИ ЦИАНИДА НАТРИЯ
Цианирование пиритного огарка. Первым объектом исследования явились пирит-ные огарки с содержанием ценных компонентов: Au - 1,8-2,3 г/т, Ag - 13-22 г/т, Fe -48,52%, ^ - 0,15-0,30%, Zn - 0,3-0,6%. Исследуемая проба представляет собой дмесь оксидов, гидроксидов железа - гематита, гидрогематита, гетита, гидрогетита, небольшой % ярозита. В небольшом количестве присутствуют мелкие обломки кварца, сульфатов, слюдистых силикатов и тонкозернистые остатки недообожженного пирита.
По результатам рационального анализа прямым цианированием из исследуемого сырья возможно извлечь: золота - 68,3%, серебра - 77,6%, находящихся в виде сростков. Доля упорного золота и серебра, связанных с аморфным кремнеземом и заключенных в поверхностные пленки, составляет 14,4 и 9,7%, соответственно. Отмечено также наличие золота и серебра, ассоциированных с оксидами и гидроксидами железа, карбонатами, хлоритами - 5,6 и 3,7%. В сульфиды заключено 3,9% золота и 3,7% серебра, тон-
ко вкрапленного в породообразующие минералы золота - 7,8%, серебра - 5,3%.
Первоначально были проведены эксперименты по влиянию предварительных обработок: водная, известковая, щелочная обработки; а также их сочетания: водная и известковая, водная и щелочная. Экспериментально установлено, что проведение предварительной обработки пиритных огарков растворами гидроксида натрия обеспечивает в цикле последующего цианирования извлечение золота на 73,9-80,7%.
Однако в этом случае процесс характеризуется высоким расходом NаОН - 59,6 кг/т, что свидетельствует о нецелесообразности применения данного процесса для переработки пиритных огарков ввиду высокой стоимости реагента и низкого содержания золота в исследуемом продукте.
Исходя из результатов выполненных исследований, в качестве предварительной обработки был выбран вариант: водная отмывка от цветных металлов с последующей известковой обработкой.
Дальнейшее осаждение меди из водных растворов проводили с помощью цементации металлическим железом, для осаждения цинка использовали Na2COз. Извлечение в товарную продукцию составило для меди - 98,5%, для цинка - 86,0%. Отмытый огарок исходной крупности подвергали цианированию.
Изучена зависимость извлечения золота от расхода цианида натрия в диапазоне от 0,075 до 3 кг/т [19-21]. Результаты цианирования пиритных огарков представлены в табл. 1.
Расход NaCN, кг/т Концентрация в растворе, мг/дм3 Содержание в кеке, г/т Извлечение, %
Общий Химический NaCNKOH. Au Ag Au Ag Au Ag
0,075 0,02 37 0,62 1,00 1,28 16,7 42,9 8,2
0,150 0,04 76 0,59 2,81 1,23 13,5 45,1 25,8
0,3 0,16 93 0,58 3,13 1,25 13,1 44,2 28,0
3,0 2,40 400 0,70 9,20 1,25 6,0 44,2 67,0
Примечание: Ж:Т = 1,5:1, продолжительность - 8 ч, расход CaO = 7,5 кг/т, рН = 10,7.
Таблица 1. Зависимость извлечения золота и серебра от расхода цианида натрия при цианировании пиритного огарка исходной крупности
Table 1. Dependence of gold and silver recovery on sodium cyanide consumption under cyanidation of initial size pyrite cinder
ВЕСТНИК ИРКУТСКОГО ГОСУДАРСТВЕННОГО ТЕХНИЧЕСКОГО УНИВЕРСИТЕТА 2020;24(5):1105-1112
Из полученных данных следует, что при увеличении расхода цианида с 0,075 до 3,0 кг/т извлечение золота повышается незначительно: от 42,9 до 44,2%. Более заметное влияние увеличение расхода цианида оказывает на извлечение серебра, которое повысилось с 8,2 до 67,0%. Для цианирования пи-ритного огарка оптимальным является расход 0,15 кг/т, при котором извлечение золота составляет 45,1-48,2%.
Кроме того, изучение концентрации цветных металлов в растворах цианирования в зависимости от расхода растворителя (табл. 2) также подтверждает вывод о целесообразности переработки пиритного огарка на стадии выщелачивания при ультранизкой концентрации МаОМ на уровне 0,07-0,08
о
г/дм3 (расход 0,15 кг/т).
Уменьшение расхода МаОМ с 3 кг/т до 0,15 кг/т (в 20 раз) позволило снизить концентрацию цветных металлов в растворах циа-
о
нирования: меди - с 50,0 мг/л до 28,6 мг/ дм3;
о о
цинка - 15,70 мг/ дм3 до 0,029 мг/ дм3 и желе-
о о
за с 1,08 мг/ дм3 до <0,50 мг/ дм3.
Цианирование хвостов флотации медно-цинкового производства. Второй пробой золотосодержащего техногенного сырья, на которой испытан процесс цианирования при ультранизких концентрациях цианида натрия, явились лежалые хвосты медно -
цинковой флотации (проба I) с содержанием Аи - 0,8 г/т, Ад - 7,0 г/т, Ре - 17,2%, Си -0,212%, 2п - 0,207%, исходная массовая доля класса минус 0,071 мм - 70%. Основными минералам, слагающими пробу, являются: пирит (55,0%), кварц (32,0%), полевые шпаты (плагиоклаз) (6,0%), хлорит (4,0%), слюдисто-гидрослюдистые образования (3,0%).
По результатам рационального анализа 46,5% золота извлекается сорбционным цианированием, из них 43,8% присутствует в виде сростков с рудными и породообразующими компонентами, а доля свободного (амальгамированного) золота не превышает 2,7%. Доля упорного золота, связанного с гидрок-сидами и сульфатами железа, меди и цинка составляет 13,7%, ассоциированного с сульфидами - 34,2%, тонковкрапленного в породообразующие минералы - 5,6%.
Перед цианированием проба хвостов подвергалась отмывке от кислоты и цветных металлов в четыре стадии при Ж:Т = 3:1 с последующей известковой обработкой в течение 16 ч. Расход извести составил 8,0 кг/т.
Расход МаОМ в процессе цианирования варьировался в диапазоне от 0,25 до 2,2 кг/т [22, 23]. Продолжительность цианирования на бутылочном агитаторе составляла 24 ч (табл. 3).
Таблица 2. Характеристика раствора цианирования пиритного огарка в зависимости от расхода цианида натрия Table 2. Characteristics of pyrite cinder cyanidation solution depending on sodium cyanide consumption
Расход NaCN, кг/т Концентрация в растворе, мг/дм3
Cu Zn Fe
0,075 15,95 <0,020 <0,50
0,150 28,6 0,029 <0,50
0,3 31,2 <0,020 <0,50
3,0 50,0 15,70 1,08
Примечание: Ж:Т = 1,5:1, продолжительность - 8 ч, расход CaO = 7,5 кг/т, рН = 10,7.
Таблица 3. Зависимость извлечения золота от расхода цианида натрия при цианировании лежалых хвостов медно-цинковой флотации (проба I) исходной крупности
Table 3. Dependence of gold recovery on sodium cyanide consumption under cyanidation of aged copper-zinc flotation tailings (sample I) of initial size
Расход NaCN, кг/т Концентрация в растворе, мг/дм3 Содержание Au в кеке, г/т Извлечение Au, %
Общий Химический NaCNKOH. Au
0,25 0,24 <10 0,21 0,54 36,6
0,5 0,46 30 0,24 0,45 44,4
1,0 0,82 120 0,25 0,47 44,1
2,2 1,63 380 0,26 0,45 46,4
ВЕСТНИК ИРКУТСКОГО ГОСУДАРСТВЕННОГО ТЕХНИЧЕСКОГО УНИВЕРСИТЕТА 2020;24(6):110Б-1112
Таблица 4. Зависимость извлечения золота от расхода цианида натрия при цианировании хвостов флотации (проба II) исходной крупности
Table 4. Dependence of gold recovery on sodium cyanide consumption under cyanidation of flotation tailings (sample II) of initial size
Расход NaCN, кг/т Концентрация NaCN при выщелачивании, г/дм3 Концентрация в растворе, мг/дм3 Содержание в кеке, г/т Извлечение (по балансу), %
Au Ag Au Ag Au Ag
0,15 <0,05 0,19 0,20 0,90 15,3 24,1 1,9
0,3 <0,05 0,29 1,57 0,78 14,4 35,8 14,1
0,5 <0,05 0,30 2,00 0,83 13,8 35,2 17,9
0,8 <0,05 0,26 3,57 0,78 10,3 33,3 34,2
1,2 0,2 0,25 4,17 0,84 11,0 30,9 36,3
Извлечение золота в изученном диапазоне концентраций цианида натрия изменялось от 36,6 до 46,4%. Полученные результаты позволяют сделать вывод о возможности ведения процесса выщелачивания данного сырья при ультранизких концентрациях цианида на уровне 0,10-0,15 г/дм3, что позволяет снизить расход NaCN в 1,5 раза.
Следующим объектом явились медно-цинковые хвосты флотации обогатительной фабрики (проба II), в которых Au - 1,22 г/т, Ag - 15,2 г/т, ^ - 0,13%, Zn - 0,23%.
Химический анализ показал, что хвосты большей частью состоят из рудообразующих компонентов, в основном Fe и S. Основными минералами являются: пирит (52,4%), кварц (21,4%), гидрослюдистые образования и хлорит (10,0%), плагиоклазы (3,6%), гипс (3,5%), гидроксиды железа (4,7%), сульфаты железа (3,3%) и меди (0,1%).
Согласно рациональному анализу, в хвостах исходной крупности в цианируемой форме находится 30,7% золота, основная упорность связана с тонкой (менее 2 мкм) вкрапленностью золота в сульфидах ~ 61%. Серебро извлекается цианированием на 36,1-42,0% в зависимости от крупности материала.
Ввиду значительного окисления сульфидов и закисления продукта опыты проводили после его водной отмывки. Отмывку проводили свежей водой путем последовательного проведения циклов распульповки-сгущения-декантации. Для достижения приемлемого значения рН на уровне 10,5-11,0 перед цианированием проводили защелачивание (обработка CaCOз в течение 4 ч до pH>6), затем
известковую обработку с продувкой воздухом в течение 2 ч до pH>10.
Цианирование хвостов (проба II) проводили в диапазоне 0,15-1,2 кг/т NaCN. Результаты опытов представлены в табл. 4.
Опыты показали, что процесс цианирования хвостов флотации можно проводить при пониженных концентрациях (менее 0,05 г/дм3) и расходах NaCN без снижения показателей извлечения золота. Для цианирования хвостов исходной крупности оптимальными условиями являются: расход NaCN - 0,300,50 кг/т, при этом извлечение золота составило 35,8-35,2%; однако в указанных режимах, в условиях пониженной концентрации, NaCN серебро практически не выщелачивается - его извлечение не превышает 10%. Заметное извлечение серебра на уровне 24,1-36,2% наблюдается только при расходе NaCN свыше 0,8 кг/т.
Концентрация меди в жидкой фазе хвостов цианирования (при расходе NaCN не более 0,5 кг/т) находилась на уровне 12,174,5 мг/дм3, цинка - 1,96-7,3 мг/л и CNS- -162-310 мг/дм3.
ЗАКЛЮЧЕНИЕ
В целом комплекс проведенных исследований свидетельствует о перспективности технологии переработки горно-металлургического техногенного сырья на основе использования ультранизких концентраций цианистого натрия.
В качестве перспективного объекта для проведения дальнейших исследований и разработки технологии извлечения благородных металлов из техногенного сырья с
ВЕСТНИК ИРКУТСКОГО ГОСУДАРСТВЕННОГО ТЕХНИЧЕСКОГО УНИВЕРСИТЕТА 2020;24(5):1105-1112
использованием цианирования в области ультранизких концентраций МаОМ были выбраны хвосты флотации медно-цинкового производства (проба II) одного из предприятий Российской Федерации.
В дальнейшем планируется проведение полупромышленных испытаний разработанной технологии, расчет технико-экономических показателей и разработка технологического регламента.
Библиографический список
1. Коннова Н.И., Пехова Л.П., Титовская А.И. Переработка лежалых хвостов и отвалов горнообогатительных предприятий // Современные технологии освоения минеральных ресурсов: сб. статей III Междунар. конф. (Лимасол, 28 апреля 2005 г.). Лима-сол, 2005. С. 21-24.
2. Peng Z., Grequrek D., Wenzl C., White J.F. Slag metallurgy and metallurgical waste recycling // JOM. 2016. Vol. 68. P. 2313-2315. https://doi.org/10.1007/s11837-016-2047-2
3. Pribulova A., Futas P., Baricova D. Processing and utilization of metallurgical slag // Archiwum Inzynierii Produkcj. Production Engineering Archives. 2016. Vol. 11. No. 2. P. 2-5. http://doi.org/10.30657/pea.2016.11.01
4. Немчинова Н.В., Тютрин А.А., Бараускас А.Э. Анализ химического состава техногенных материалов производства первичного алюминия для поиска рациональных методов их переработки // Цветные металлы. 2019. № 12. С. 22-29. https://doi.org/10.17580/tsm.2019.12.03
5. Altinkaya P., Liipo J., Kolehmainen E., Haapalainen M., Leikola M., Lundstrom M. Leaching of trace amounts of metals from flotation tailings in cupric chloride solutions // Mining, Metallurgy & Exploration. 2019. Vol. 36. P. 335342. https://doi.org/10.1007/s42461 -018-0015-9
6. Фоменко А.И. Технологии переработки техногенного сырья. М.: Инфа-Инженерия, 2018. 137 с.
7. Чантурия В.А., Макаров В.Н., Макаров Д.В. Экологические и технологические проблемы переработки техногенного сульфидсодержащего сырья. Апатиты: Кольский научный центр РАН, 2005. 218 с.
8. Брагина В.И., Коннова Н.И. О комплексности переработки золотосодержащих руд // Современные технологии освоения минеральных ресурсов: сб. научн. тр. IX Междунар. науч.-техн. конф. (Красноярск, 16 сентября 2011 г.). Красноярск, 2011. С. 43-46.
9. Сидоренко Г.Г., Никитина Ж.С. Методы исследования технологии комплексной переработки руд. М.: Изд-во ИПКОН РАН, 1991. 98 с.
10. Kekukh AV, Naboka VI, Sav'yuk AN, et al. Study of the process of obtaining metallized agglomerate from iron-bearing wastes // International Scientific-Technical Conference (Krivoy Rog, 24-27 May 2004). Krivoy Rog, 2004. Р. 584-587.
11. Galtseva O., Bordunov S., Zhiganov A., Plotnikova I., Li Jian Min. Technology of gold-containing technogenic raw materials processing using the electric explosion method // Materials Science Forum. 2019. Vol. 942. Р. 30-39. https://doi.org/10.4028/www.scientific.net/MSF.942.30
12. Пат. № 2149706, Российская Федерация, В03Д
1/00. Способ обогащения минерального сырья / А.А. Быков, Г.И. Аржанников; заявитель и патентообладатель: А.А. Быков, Г.И. Аржанников. Заявл. 1.12.1998; опубл. 27.05.2000. Бюл. № 15.
13. Пат. № 2034062, Российская Федерация, С22В 11/00. Способ извлечения благородных металлов из пиритных огарков / И.П. Дмирнов, А.В. Водолазов, Г.Ф. Иванов, Г.И. Москвичева, Ю.А. Меньшиков, М.А. Жи-личев М.А. [и др.]; заявитель и патентообладатель: Всероссийский научно-исследовательский институт химической технологии. Заявл. 29.04.1992; опубл. 30.04.1995. Бюл. № 11.
14. Зубков А.А., Шуленина З.М. Переработка пиритных огарков // Конгресс обогатителей стран СНГ: материалы конгресса (г. Москва, 19-21 марта 2003 г.). Москва, 2003. Т. 1. С. 95-97.
15. Chanturya V.A., Bunin I.J., Lunin V.D. Nontraditional highly effective breaking up technology for resistant gold containing ores and beneficiation products // XXII International Mineral Processing Congress (Cape Town, 28 September - 3 October 2003). Cape Town, 2003. Р. 135-139.
16. Лодейщиков В.В. Золотоизвлекательные фабрики мира. Аналитический обзор. Т. 2. Иркутск: ОАО «Ирги-редмет», 2005. 447 с.
17. Коблов А.Ю., Дементьев В.Е. Цианирование золо-томедных концентратов при низких концентрациях цианида натрия // Вестник Иркутского государственного технического университета. 2010. № 3. С. 84-86.
18. Меретуков М.А., Орлов А.М. Металлургия благородных металлов (зарубежный опыт). М.: Металлургия, 1991. 413 с.
19. Oraby E.A., Eksteen J.J. Gold dissolution and copper suppression during leaching of copper-gold gravity concentrates in caustic soda-low free cyanide solutions // Minerals engineering. 2016. Vol. 87. P. 10-17. https://doi.org/10.1016/j.mineng.2015.08.006
20. Estay H., Carvajal P.P., González K., Yanez H. Cyanide leaching of copper-gold-silver ores // Hydroprocess 2013: Processing Conference (Santiago, 10-12 July 2013). Santiago, 2013. P. 10-12.
21. Eksteen J.J., Oraby E.A., Tanda B.C. A conceptual process for copper extraction from chalcopyrite in alkaline glycinate solutions // Minerals Engineering. 2017. Vol. 108. P. 53-66. https://doi.org/10.1016/j.mineng.2017.02.001
22. Sekisov A., Rasskazova A., Korpi P., Konareva T., Rasskazov M. Comparative research of cyanide and sulfate-chloride gold leaching from oxidized gold-copper ore // International Multidisciplinary Scientific GeoConference: SGEM. 2018. Vol. 18. No. 1.4. P. 35-41.
ВЕСТНИК ИРКУТСКОГО ГОСУДАРСТВЕННОГО ТЕХНИЧЕСКОГО УНИВЕРСИТЕТА 2020;24(6):1106-1112
23. Hedjazi F., Monhemius A.J. Industrial application of // Minerals Engineering. 2018. Vol. 126. P. 123-129. ammonia-assisted cyanide leaching for copper-gold ores https://doi.org/10.1016/j.mineng.2018.07.005
References
1. Konnova NI, Pekhova LP, Titovskaya AI. Recycling of aged tailings and dumps of mining and processing enterprises. In: Sovremennye tekhnologii osvoeniya miner-al'nykh resursov: sbornik statey tret'ey mezhdunarodnoy nauchno-tekhnicheskoy konferentsii = Advanced Mineral Mining Technologies: III International Scientific and Technical Conference Proceedings. 28 April 2005, Limassol. Limassol; 2005, p. 21-24 (In Russ.).
2. Peng Z, Grequrek D, Wenzl C, White JF. Slag metallurgy and metallurgical waste recycling. JOM. 2016;68:2313-2315. https://doi.org/10.1007/s11837-016-2047-2
3. Pribulova A, Futas P, Baricova D. Processing and utilization of metallurgical slag. Archiwum Inzynierii Produkcj. Production Engineering Archives. 2016;11(2):2-5. http://doi.org/10.30657/pea.2016.11.01
4. Nemchinova NV, Tyutrin AA, Barauskas A E. Analysing the chemical composition of man-made materials resultant from the production of primary aluminium in order to find cost-effective recycling techniques. Tsvetnye Metally. 2019;12:22-29. (In Russ.) https://doi.org/10.17580/tsm.2019.12.03
5. Altinkaya P, Liipo J, Kolehmainen E, Haapalainen M, Leikola M, Lundstrom M. Leaching of trace amounts of metals from flotation tailings in cupric chloride solutions. Mining, Metallurgy & Exploration. 2019;36:335-342. https://doi.org/10.1007/s42461 -018-0015-9
6. Fomenko AI. Recycling technologies of technogenic raw materials. Moscow: Infa-Inzheneriya; 2018, 137 p. (In Russ.)
7. Chanturia VA, Makarov VN, Makarov DV. Environmental and technological problems of technogenic sulfide-containing raw materials recycling. Apatity: Kola Science Center RAS; 2005, 218 p. (In Russ.).
8. Bragina VI, Konnova NI. On integrated processing of gold-bearing ores. In: Sovremennyye tekhnologii osvoy-eniya mineral'nykh resursov: trudy IX mezhdunarodnoy nauuchno-tekhnicheskoy konferentsii = Advanced Mineral Mining Technologies: IX International Scientific-and-Technical Conference Proceedings. 16 September 2011, Krasnoyarsk. Krasnoyarsk; 2011, p. 43-46. (In Russ.).
9. Sidorenko GG, Nikitina JS. Research methods of comprehensive ore processing technology. Moscow: Research Institute of Comprehensive Exploitation of Mineral Resources (IPKON); 1991, 98 p. (In Russ.)
10. Kekukh AV, Naboka VI, Sav'yuk AN, et al. Study of the process of obtaining metallized agglomerate from iron-bearing wastes. In: International Scientific-Technical Conference. 24-27 May 2004, Krivoy Rog. Krivoy Rog; 2004, p. 584-587.
11. Galtseva O, Bordunov S, Zhiganov A, Plotnikova I, Li Jian Min. Technology of gold-containing technogenic raw materials processing using the electric explosion method.
Materials Science Forum. 2019;942:30-39. https://doi.org/10.4028/www.scientific.net/MSF.942.30
12. Bykov AA, Arzhannikov GI. Method of mineral raw materials concentration. Patent Russian Federation, no. 2149706; 2000.
13. Smirnov IP, Vodolazov AV, Ivanov GF, Moskvicheva GI, Men'shikov YuA, Zhilichev MA, et al. Extraction method of precious metals from pyrite cinders. Patent Russian Federation, no. 2034062; 1995.
14. Zubkov AA, Shulenina ZM. Processing of pyrite cinders. Congress obogatiteley stran SNG: Materialy con-gressa = CIS Congress of the Mineral Processing Engineers: Congress Proceedings. 19-21 March 2003, Moscow. Moscow; 2003, p. 95-97. (In Russ.)
15. Chanturya VA, Bunin IJ, Lunin VD. Nontraditional highly effective breaking up technology for resistant gold containing ores and beneficiation products. In: XXII International Mineral Processing Congress. 28 September - 3 October 2003, Cape Town. Cape Town; 2003, p. 135-139.
16. Lodeyshchikov VV. Gold recovery factories of the world. Analytical review. Vol. 2. Irkutsk: Irgiredmet JSC; 2005, 447 p. (In Russ.)
17. Koblov AYu, Dementiev VE. Cyanidation of gold-copper concentrates at low concentrations of sodium cyanide. Vestnik Irkutskogo gosudarstvennogo tehnicheskogo universiteta = Proceedings of Irkutsk State Technical University. 2010;3:84-86. (In Russ.)
18. Meretukov MA, Orlov AM. Metallurgy of precious metals (foreign experience). Moscow: Metallurgy; 1991, 413 p. (In Russ.)
19. Oraby EA, Eksteen JJ. Gold dissolution and copper suppression during leaching of copper-gold gravity concentrates in caustic soda-low free cyanide solutions. Minerals engineering. 2016;87:10-17. https://doi.org/10.1016/j.mineng.2015.08.006
20. Estay H, Carvajal PP, González K, Yanez H. Cyanide leaching of copper-gold-silver ores. In: Hydroprocess 2013: Processing Conference. 10-12 July 2013, Santiago. Santiago; 2013, p. 10-12.
21. Eksteen JJ, Oraby EA, Tanda BC. A conceptual process for copper extraction from chalcopyrite in alkaline glycinate solutions. Minerals Engineering. 2017;108:53-66. https://doi.org/10.1016Zj.mineng.2017.02.001
22. Sekisov A, Rasskazova A, Korpi P, Konareva T, Rasskazov M. Comparative research of cyanide and sulfate-chloride gold leaching from oxidized gold-copper ore. International Multidisciplinary Scientific GeoConference: SGEM. 2018;18(1.4):35-41.
23. Hedjazi F, Monhemius AJ. Industrial application of ammonia-assisted cyanide leaching for copper-gold ores. Minerals Engineering. 2018;126:123-129. https://doi.org/10.1016/j.mineng.2018.07.005
ВЕСТНИК ИРКУТСКОГО ГОСУДАРСТВЕННОГО ТЕХНИЧЕСКОГО УНИВЕРСИТЕТА 2020;24(5):1105-1112
Критерии авторства
Василькова А.О., Бывальцев А.В., Хмельницкая О.Д., Войлошников Г.И. заявляют о равном участии в получении и оформлении научных результатов и в равной мере несут ответственность за плагиат.
Конфликт интересов
Авторы заявляют об отсутствии конфликта интересов.
Все авторы прочитали и одобрили окончательный вариант рукописи.
СВЕДЕНИЯ ОБ АВТОРАХ Василькова Анастасия Олеговна,
аспирант,
младший научный сотрудник Лаборатории
гидрометаллургии,
АО «Иргиредмет»,
664011, г. Иркутск, б-р Гагарина, 38, Россия; [ ■■■'!e-mail: anastasiya.perepelkina.94@mail.ru
Бывальцев Александр Владимирович,
кандидат технических наук, ведущий научный сотрудник Лаборатории гидрометаллургии, АО «Иргиредмет»,
664011, г. Иркутск, б-р Гагарина, 38, Россия; e-mail: torrot_2008@mail.ru
Хмельницкая Ольга Давыдовна,
кандидат технических наук,
заведующая Лабораторией гидрометаллургии,
АО «Иргиредмет»,
664011, г. Иркутск, б-р Гагарина, 38, Россия; e-mail: lab15@irgiredmet.ru
Войлошников Григорий Иванович,
доктор технических наук, профессор, заместитель директора по научной работе и инновациям, АО «Иргиредмет»,
664011, г. Иркутск, б-р Гагарина, 38, Россия; e-mail: greg@irgiredmet.ru
Authorship criteria
Vasilkova A.O., Byvaltsev A.V., Khmelnitskaya O.D., Voiloshnikov G.I. declare equal participation in obtaining and formalization of scientific results and bear equal responsibility for plagiarism.
Conflict of interests
The authors declare that there is no conflict of interests regarding the publication of this article.
The final manuscript has been read and approved by all the authors.
INFORMATION ABOUT THE AUTHORS
Anastasia O. Vasilkova,
Postgraduate Student,
Junior Researcher of the Laboratory of Hydrometallurgy, Irgiredmet JSC,
38, Gagarin Blvd, Irkutsk 664011, Russia; I"'■■■".! e-mail: anastasiya.perepelkina.94@mail.ru
Alexander V. Byvaltsev,
Cand. Sci. (Eng.),
Leading Researcher of the Laboratory of Hydrometallurgy, Irgiredmet JSC,
38, Gagarin Blvd, Irkutsk 664011, Russia; e-mail: torrot_2008@mail.ru
Olga D. Khmelnitskaya,
Cand. Sci. (Eng.),
Head of the Laboratory of Hydrometallurgy, Irgiredmet JSC,
38, Gagarin Blvd, Irkutsk 664011, Russia; e-mail: lab15@irgiredmet.ru
Grigory l. Voiloshnikov,
Dr. Sci. (Eng.), Professor,
Deputy Director for Research and Innovation,
Irgiredmet JSC,
38, Gagarin Blvd, Irkutsk 664011, Russia; e-mail: greg@irgiredmet.ru
ВЕСТНИК ИРКУТСКОГО ГОСУДАРСТВЕННОГО ТЕХНИЧЕСКОГО УНИВЕРСИТЕТА 2020;24(6):1106-1112
