CC BY
111
УДК 622.75
ПЕРЕРАБОТКА ХВОСТОВ ОБОГАЩЕНИЯ ЗОЛОТОСОДЕРЖАЩЕЙ РУДЫ ГИДРОМЕТАЛЛУРГИЧЕСКИМИ
МЕТОДАМИ
П.К. Федотов, А.Е. Сенченко, К.В. Федотов, А.Е. Бурдонов
Работа посвящена исследованию по гидрометаллургической переработки продуктов и хвостов обогащения золотосодержащей руды одного из месторождений РФ. Объектами исследования являлись хвосты гравитационного обогащения, концентрат флотации полученный из хвостов гравитационного обогащения и хвосты флотационного обогащения. Жидкая фаза хвостов флотации исследовалась методами биотестирования. Установлено, что данный продукт относится к пятому классу опасности отходов для окружающей природной среды, что наилучшие показатели по извлечению золота (92,79 %) получены при цианировании хвостов гравитации с концентрацией цианида в растворе 0,05 %. Снижение концентрации комплексообразова-теля до 0,01 % приводит к резкому падению извлечения золота (на 32,90 %) за счет низкой скорости растворения металла. Цианирование флотационного концентрата целесообразно проводить на исходной крупности материала 96,5 % -0,074 мм с концентрацией комплексообразователя в растворе на уровне 0,2 %. Извлечение золота при этом составляет 98,62 %, расход цианида на выщелачивание - 8,73 кг/т, извести -порядка 6,33 кг/т. Снижение крупности концентрата до 95 % -0,045 мм приводит к незначительному увеличению извлечения золота на 0,25 %, дальнейшее понижение крупности концентрата до 95 % -0,02 мм — к значительному падению извлечения золота на 53,73 % за счет повышения химической активности концентрата.
Ключевые слова: золото, руда, гравитация, флотация, цианирование, концентрат, хвосты, извлечение, вещественный состав, технологические исследования.
Введение
Из мировой практики и открытых источников литературы [1-4] известно, что продукты горно-обогатительного производства содержат значительное количество ценных компонентов и представляют собой техногенное сырье, которое, как правило, складируют на хвостохранилищах, ввиду отсутствия соответствующих технологий их переработки. Следует отметить, что техногенное сырье, содержащее металлы, может являться источников негативного воздействия на объекты окружающей среды [5-6].
Как известно, актуальным направлением горно-обогатительной отрасли является вовлечение в переработку труднообогатимых руд сложного вещественного состава, характеризующихся низким содержанием ценных компонентов, тонкой вкрапленностью и близкими физико-химическими свойствами минерального сырья. Переработка такого вида сырья требует использования сложных физико-химических методов.
На сегодняшний день значительная часть потерь металлов связана с отвальными продуктами гравитационного и частично флотационного обогащения. В связи с чем можно утверждать, что вопрос сокращения потерь
ценных компонентов представляет несомненный научный и промышленный интерес [7-9].
Одним из современных и наиболее перспективных в использовании способов переработки продуктов гравитационного обогащения является гидрометаллургический передел. Авторами инициированы комплекс исследований по переработке золотосодержащей руды одного из месторождений Российской Федерации, расположенных в северных территориях с использованием комплексной технологии.
За время проведения комплекса научных работ были произведены исследования по обогатимости золотосодержащей руды с помощью гравитационных и флотационных методов обогащения. Результаты, полученные в ходе выполнения научно-исследовательской работы, представлены в работах [10].
Целью данной работы являлось исследование продуктов и хвостов обогащения золотосожержащей руды, оценка возможности доизвлечения ценных компонентов и минимизация негативного воздействия на объекты окружающей среды.
Исследовательская часть
Первоначальной задачей исследования являлось изучение свойств перерабатываемых продуктов.
К продуктам обогащения относятся хвосты гравитационного обогащения, концентрат флотации, полученный из хвостов гравитационного обогащения, хвосты флотационного обогащения.
Хвосты гравитационного обогащения, направляемые на выщелачивание, содержат 1,07 г/т золота и при извлечении - 22,50 %.
В табл. 1-2 представлены характеристики гранулометрического состава флотационных концентратов, а также хвостов флотации, полученных в результате замкнутого опыта. Результаты фазового анализа золота в хвостах флотации приведены в табл. 3.
Таблица 1
Гранулометрический состав флотационного концентрата
с распределением золота, серебра, железа и серы по классам крупности
Класс крупности, мм Выход, % Содержание Au, г/т Извлечение Au, % Содержание Fe, % Извлечение Fe, % Содержание 8, % Извлечение S, %
-0,1+0,071 2,67 135,00 5,23 25,34 2,34 14,78 2,48
-0,071+0,045 4,33 109,70 6,90 27,87 4,19 18,32 5,00
-0,045 93,00 65,10 87,88 28,96 93,46 15,81 92,52
Всего: 100,00 68,90 100,00 28,82 100,00 15,89 100,00
Таблица 2
Гранулометрический состав хвостов флотации с распределением золота, серебра, железа и серы по классам крупности
Класс крупности, мм Выход, % Содержание Au, г/т Извлечение Au, % Содержание Fe, % Извлечение Fe, % Содержание S, % Извлечение S, %
+0,1 3,32 0,95 16,64 3,46 3,15 0,05 4,83
-0,1+0,071 10,59 0,42 23,44 2,10 6,10 0,02 6,16
-0,071+0,045 19,00 0,21 21,03 2,66 13,86 0,02 11,04
-0,045 67,08 0,11 38,89 4,18 76,89 0,04 77,97
Всего: 100,00 0,19 100,00 3,65 100,00 0,03 100,00
Таблица 3
Результаты фазового анализа золота хвостов флотационного
обогащения
Форма нахождения золота Содержание Au, г\т Распределение Au, %
Свободное с чистой поверхностью 0,003 1,49
В сростках (цианируемое) 0,019 9,41
В пленках 0,001 0,50
В сульфидах 0,005 2,48
В нерастворимых в царской водке минералах и кварце 0,174 86,14
Всего 0,202 100,0
Результаты сцинтилляционного анализа золота в хвостах флотации замкнутого опыта приведены в табл. 4.
Таблица 4
Результаты сцинтилляционного анализа золота в хвостах гравитации
и флотации
Крупность, мкм Хвосты гравитации Хвосты флотации
Количество Массовое распре- Количество Массовое распре-
зерен деление, % зерен деление, %
+20 0 0 0 0
15 1 42,68 0 0
10 1 18,29 0 0
6 6 36,59 1 71,43
3 2 2,44 2 28,57
Итого 10 100,0 3 100,0
Результаты химического (ICP) анализа продуктов обогащения приведены в табл. 5.
Таблица 5
Результаты химического анализа продуктов обогащения
(оптико-эмиссионный анализ 1СР90,1СР95,1СР40)_
Элемент Ед. измерения Содержание
Флотоконцентрат Хвосты флотации
Al2Oз % 1,68 1,77
СаО % 1,01 0,46
Na2O % 0,135 0,135
^ % 0,34 0,34
MgO % 0,42 0,32
MnO % 0,115 0,045
^2 % 1,17 0,37
P2O5 % 0,14 0,046
V2O5 % 0,01 0,009
Cr2Oз % 0,09 0,03
Al % 0,89 0,94
Ca % 0,72 0,33
Fe % 29,1 4,23
K % 0,28 0,28
№ % 0,1 0,1
Mg % 0,25 0,19
P % 0,06 0,02
ТС % 0,70 0,22
As % 5,78 0,1
*Элементы Ва,Ве, Сё, Сг, Со, Сп,Ьа,П,Мп,Мо,№,РЪ,8Ъ,8е,8п,8г,2п представлены фоновыми концентрациями.
Ввиду крайне низкого содержания ценного компонента в хвостах флотации исследования по цианированию нецелесообразны. В связи с чем возникает необходимость изучения жидкой фазы хвостов флотационного обогащения (табл. 6) для расчета класса опасности материала, с целью размещения на хвостохранилище или иного возможного использования, например в производстве строительных материалов [11-12].
Таблица 6
Химический состав жидкой фазы хвостов флотационного обогащения _(по данным химического и ICP анализов)_
Определяемые компоненты Значение показателя для жидкой фазы хвостов флотации
Кальций, мг/л 21,9
Магний, мг/л 4,49
Калий, мг/л 28,5
Натрий, мг/л 1,83
Железо общее, мг/л <0,05
Медь, мг/л 0,01
Цинк, мг/л 0,026
Свинец, мг/л 0,07
Серебро, мг/л -
Мышьяк, мг/л 0,09
Алюминий, мг/л 0,79
Окончание табл. 6
Сульфаты, мг/л 15,22
Хлориды, мг/л 7,24
НС03, мг/л 122,0
Двуокись кремния, мг/л 18,0
Ксантогенат, мг/л 105
Сухой остаток, мг/л 174
Жидкая фаза хвостов флотации исследовалась методами биотестирования. Результаты тестирования показали, что данный продукт относится к пятому классу опасности отходов для окружающей природной среды. Полученные результаты свидетельствуют о возможности использования данных продуктов без ограничений.
Гидрометаллургические исследования продуктов обогащения руды Экспериментальная часть научно-исследовательской работы заключалась в проведении исследований продуктов обогащения руды месторождения методом цианирования: хвостов гравитации, флотационного концентрата, полученного из хвостов гравитации.
Исследования по цианированию хвостов гравитационного обогащения В результате предварительных исследований установлена оптимальная крупность материала на уровне 90 % -0,074 мм. Тесты по цианированию хвостов гравитации проводили на исходной и аналогичной крупности. Для изучения влияния концентрации комплексообразователя в растворе на извлечение золота выполнены тесты по выщелачиванию хвостов с концентрацией цианида 0,1 , 0,05 , 0,03 и 0,01 %.
Плотность пульпы при выщелачивании - 40 % твердого. Загрузку угля на сорбционное выщелачивание приняли равной 10 % от объема жидкой фазы. Продолжительность выщелачивания - 24 часа. В ходе тестов вели контроль концентрации ЫаСЫ, рН пульпы поддерживали на уровне 10,5 добавкой извести. Результаты тестов приведены в табл. 7. Динамика выщелачивания хвостов приведена на рис. 1.
Из полученных результатов следует, что наилучшие показатели по извлечению золота (92,79 %) получены при цианировании хвостов гравитации с концентрацией цианида в растворе 0,05 %. Расход цианида при этом составляет 0,75 кг/т, извести - порядка 1 кг/т.
Снижение концентрации комплексообразователя до 0,01 % вызывает резкое падение извлечения золота (на 32,90 %) за счет низкой скорости растворения металла. Увеличение концентрации цианида до 0,1 % не приводит к повышению извлечения золота.
Повышение крупности материала с 90 % -0,074 мм до 60 % -0,074 мм (исходной) ведёт к уменьшению извлечения золота на 8,11 % за счет недостаточного вскрытия металла.
Таблица 7
Выщелачивание хвостов гравитационного обогащения
Номер теста Крупность материала, мм Концентрация NaCN, % Содержание золота, г/т Извлечение золота, % Расход реагентов, кг/т хвостов
в исходном в ке- ке NaCN CaO
полный с учетом остатка
Прямое цианирование
6.47 60% -0,074 0,1 1,11 0,19 82,88 1,50 0,19 0,74
6.48 0,16 85,59 1,50 0,23 0,74
6.49 90% -0,074 0,1 0,10 90,99 1,50 0,21 1,11
6.50 0,08 92,79 1,50 0,15 0,99
6.51 90% -0,074 0,05 0,08 92,79 0,75 0,11 0,99
6.52 0,08 92,79 0,75 0,13 0,98
6.53 90% -0,074 0,03 0,2 81,98 0,45 0,08 0,99
6.54 0,16 85,59 0,45 0,08 0,98
6.55 90% -0,074 0,01 0,41 63,06 0,15 0,07 0,98
6.56 0,48 56,76 0,15 0,06 0,99
Сорбционное цианирование
6.57 90% -0,074 0,1 1,11 0,06 94,59 1,50 0,74 0,98
6.58 0,10 90,99 1,50 0,59 0,98
100
% , ■
щ 1 •
раствор 68 0 с 1 • • *
*
✓
Л ✓
в ГО н о л и
/ »
/** 1
о 40 со е и н е / /
>
/ Г
г
ч 20 е л в со # г
/
* 0
0 2 4 6 8 10 12 14 16 18 20 22 24 26 Продолжительность выщелачивания, ч
-60% -0,074 мм, 0,1% ЫаСЫ -90% -0,074 мм, 0,1% ЫаСЫ
......90% -0,074 мм, 0,05% ЫаСЫ ---90% -0,074 мм, 0,03% ЫаСЫ
- • 90% -0,074 мм, 0,01% ЫаСЫ
Рис. 1. Динамика цианирования хвостов гравитации
При переходе от прямого режима цианирования к сорбционному не наблюдается увеличения извлечения золота, что свидетельствует об отсутствии у материала сорбционной активности по отношению к золоту.
Характер кривой на рис. 1 свидетельствует о том, что требуемая продолжительность процесса цианирования должна составлять не менее 10...12 часов.
Исследования по цианированию флотационного концентрата, полученного из хвостов гравитации
Для изучения поведения флотационного концентрата в процессе гидрометаллургической переработки выполнены тесты по цианированию на различной крупности материала: 96,5 % -0,074 мм (исходной), 95 % -0,045 мм и 95 % -0,02 мм. Для изучения сорбционной активности концентрата выполнены тесты по его цианированию в прямом и сорбционном режимах, а также в сорбционном режиме с предварительной обработкой материала известью в течение 2 часов. Концентрация извести при обработке поддерживали на уровне 0,02 %. Данная обработка позволяет снизить химическую активность концентрата, возникающую при измельчении (табл. 8).
С целью определения зависимости извлечения золота от концентрации комплексообразователя в растворе выполнены тесты по цианированию флотационного концентрата с концентрацией цианида 0,05, 0,1, 0,2 и 0,3 %.
Тесты проводили на плотности пульпы - 40 % твердого. Продолжительность выщелачивания - 24 часа. В качестве сорбента использован активированный уголь ИогИЯО 3520. Загрузка угля на сорбционное цианирование - 10 % от объема жидкой фазы. В ходе тестов вели контроль концентрации ИаСИ, рН пульпы поддерживали на уровне не ниже 10,5 добавкой извести. Режим выщелачивания концентрата, а также данные по извлечению золота в раствор и расходам реагентов приведены в табл. 8. Динамика выщелачивания флотационного концентрата представлена на рис. 2.
Из полученных результатов следует, что цианирование флотационного концентрата целесообразно проводить на исходной крупности материала 96,5 % -0,074 мм с концентрацией комплексообразователя в растворе на уровне 0,2 %. Извлечение золота при этом составляет 98,62 %, расход цианида на выщелачивание - 8,73 кг/т, извести - порядка 6,33 кг/т.
Снижение крупности концентрата до 95 % -0,045 мм приводит к незначительному увеличению извлечения золота на 0,25 %.Дальнейшее понижение крупности концентрата до 95 % -0,02 мм приводит к значительному падению извлечения золота на 53,73 % за счет повышения химической активности концентрата (увеличения сорбционной активности материала по отношению к золоту, депрессирующих и цианисидных свойств).
При переходе от сорбционного режима цианирования к прямому происходит снижение извлечения золота на 0,52 % за счет наличия у материала слабой сорбционной активности по отношению к золоту.
Таблица 8
Выщелачивание флотационного концентрата, полученного из хвостов ___гравитации__
Номер теста Крупность материала (концентрация цианида), мм (%) Содержание золота, г/т Извлечение золота, % Расход реагентов, кг/т концентрата
в исходном в кеке ЫаСЫ СаО
полный с учетом остатка
Прямое цианирование (ИаСЫ -0,2%)
6.59 96,5% -0,074 (исходная) 68,9 1,38 98,00 9,18 6,03 6,41
6.60 95% -0,045 1,06 98,46 6,73 4,93 6,30
6.61 95% -0,020 53,2 22,79 15,3 15,0 6,96
Сорбционное цианирование(МаСМ -0,2%)
6.62 96,5% -0,074 (исходная) 68,9 1,02 98,52 8,38 6,43 6,33
6.63 0,89 98,71 8,47 5,77 6,33
6.64 95% -0,045 0,78 98,87 8,10 5,70 6,33
6.65 95% -0,020 37,8 45,14 14,08 12,08 6,96
Сорбционное цианирование с обработкой материала известью (ИаСЫ -0,2%)
6.66 96,5% -0,074 (исходная) 68,9 1,13 98,36 7,04 4,94 6,86
6.67 95% -0,045 1,02 98,52 6,53 4,58 6,86
6.68 95% -0,020 18,0 73,88 13,77 11,37 6,90
Цианирование при различной концентрации цианида (крупность материала 96,5% -0,074 мм)
6.69 (0,05) 68,9 37,8 45,14 3,28 2,89 6,82
6.70 (0,1) 3,4 95,07 5,21 4,31 6,57
6.71 (0,3) 1,08 98,43 9,71 5,96 6,53
Продолжительность выщелачивания, ч -96,5% -0,074 мм--95% -0,045 мм -95% -0,020 мм
Рис. 2. Динамика выщелачивания флотационного концентрата
Применение предварительной обработки материала известью не позволяет повысить извлечение золота. Снижение концентрации цианида с 0,2 до 0,05 % приводит к уменьшению извлечения золота на 53,48 % за счет ухудшения кинетики растворения металла. Увеличение его концентрации до 0,3 % не вызывает повышения извлечения золота.
Заключение
Выщелачивание флотационного концентрата, полученного из хвостов гравитационного обогащения, целесообразно проводить на крупности материала 96,5 % -0,074 мм (исходной) с концентрацией комплексообразо-вателя в растворе 0,2 %, извлечение золота при этом составляет 98,62 %. Снижение крупности материала и изменение концентрации комплексооб-разователя не приводят к значительному повышению извлечения металла.
При переходе от сорбционного режима цианирования флотационного концентрата к прямому наблюдается понижение извлечения золота на 0,52 %, что говорит о наличии у материала слабой сорбционной активности.
Наилучшие показатели по извлечению золота (92,79 %) из хвостов гравитации получены при их выщелачивании с концентрацией цианида в растворе 0,05 %. Снижение концентрации комплексообразователя до 0,01 % приводит к резкому падению извлечения золота (на 32,9 %).
На основании результатов исследований жидкой фаза хвостов флотации установлено, что данный продукт относится к пятому классу опасности отходов для окружающей природной среды. Полученные результаты свидетельствуют о возможности использования данных продуктов без ограничений.
Список литературы
1. Комплексная гидрохимическая переработка шламовых хвостов обогащения хромитсодержащих руд / С.Б. Дюсенова, Б.К. Кенжалиев, Р.А. Абдулвалиев, С.В. Гладышев // Обогащение руд. 2018. № 6 (378). С. 27-32.
2. Механохимическая технология добычи металлов из хвостов обогащения / В.И. Голик, Ю.И. Разоренов, В.С. Бригида, О.Г. Бурдзиева // Известия Томского политехнического университета. Инжиниринг георесурсов. 2020. Т. 331. № 6. С. 175-183.
3. Формирование ресурсосберегающих технологий переработки вторичного металлсодержащего сырья на основе принципов адаптации / В.А. Чантурия, И.В. Шадрунова, О.Е. Горлова, Н.Н. Орехова // Горный информационно-аналитический бюллетень (научно-технический журнал). 2017. № S1. С. 347-362.
4. Чантурия В.А., Шадрунова И.В., Горлова О.Е. Адаптация разделительных процессов обогащения полезных ископаемых к техногенному сырью: проблемы и решения // Обогащение руд. 2012. № 5. С. 43-50.
5. Fennell, J., Arciszewski, T.J. Current knowledge of seepage from oil sands tailings ponds and its environmental influence in northeastern Alberta // Science of the Total Environment. 2019. № 686. Р. 968-985.
6. Ismailova, A.A., Zhalgasuly, N., Kanaev, А.Т. Reclamation of dusting surfaces of the tailings of the concentrating plants // EurAsian Journal of Biosciences. 2019. №13(2).Р. 1985-1990.
7. Голик В.И., Комащенко В.И., Поляков А.В. Современные технологии извлечения металлов из хвостов обогащения и переработки руд с целью их комплексного использования // Известия Тульского государственного университета. Науки о Земле. 2016. Вып. 1. С. 100-111.
8. Extraction of gold from refractory gold ore using bromate and ferric chloride solution / Q. Wang [and others] // Minerals Engineering. 2019. №136. С. 89-98
9. Mineralogical reconciliation of cobalt recovery from the acid leaching of oxide ores from five deposits in Katanga (DRC) / L. Santoro [and others] // Minerals Engineering. 2019.137.Р. 277-289.
10. Исследование обогатимости убогосульфидных руд / П.К. Федотов, А.Е. Сенченко, К.В. Федотов, А.Е. Бурдонов // Обогащение руд. 2020. № 1. С. 15-21.
11. Промышленные отходы - сырье для строительных материалов будущего: Иркутский регион / Е.О. Костюкова, В.В. Барахтенко, Е.В. Зелинская, Ф.А. Шутов // Экология урбанизированных территорий. 2009. № 4. С. 73-78.
12. Барахтенко В.В. Оценка потребительских характеристик изделий из высоконаполненного полимерно-минерального композиционного материала на основе поливинилхлорида и отходов ТЭС // Инженерно-строительный журнал. 2014. № 3 (47). С. 17-24.
Федотов Павел Константинович, д-р техн. наук, проф., fedotov@istu.edu, Россия, Иркутск, Иркутский национальный исследовательский технический университет,
Сенченко Аркадий Евгеньевич, ген. директор, senchenkoatomsmineral.ru, Россия, Иркутск, НИиПИ «Технология обогащения минерального сырья»,
Федотов Константин Вадимович, д-р техн. наук, зав. кафедрой, fedotov@,istu. edu, Россия, Иркутск, Иркутский национальный исследовательский технический университет,
Бурдонов Александр Евгеньевич, канд. техн. наук, доц., slimbul@inbox.ru, Россия, Иркутск, Иркутский национальный исследовательский технический университет
PROCESSING TAILS OF ENRICHMENT OF GOLD-CONTAINING ORE BYHYDROMETALLURGICAL METHODS
A.E. Senchenko, K. V. Fedotov, P.K. Fedotov, A.E. Burdonov
The work is devoted to research on the hydrometallurgical processing of products and tailings of concentration of gold-bearing ore from one of the deposits of the Russian Federation. The objects of study were gravity tailings, flotation concentrate obtained from gravity tailings and flotation tailings. The liquid phase of the flotation tailings was studied by biotest-ing methods. It was found that this product belongs to the 5 (fifth) class of hazardous waste for the environment. As a result of a study on the cyanidation of gravity tailings, it was found that the best indicators for gold recovery (92.79 %) were obtained with the cyanidation of gravity tailings with a cyanide concentration in the solution of 0.05 %. A decrease in the concentration of the complexing agent to 0.01 % leads to a sharp drop in gold recovery (by 32.90 %) due to the low rate of metal dissolution. Cyanidation of the flotation concentrate is expediently carried out on the initial material size of 96.5 % -0.074 mm with the concentration of the complexing agent in the solution at the level of 0.2 %. The extraction of gold is 98.62 %, the consumption of cyanide for leaching is 8.73 kg /1, lime is about 6.33 kg /1. Reducing the size of the concentrate to 95 % -0.045 mm leads to a slight increase in gold recovery by 0.25 %. A further decrease in the size of the concentrate to 95 % -0.02 mm leads to a significant drop in gold recovery by 53.73 % due to an increase in the chemical activity of the concentrate.
Key words: gold, ore, gravity, flotation, cyanidation, concentrate, tailings, extraction, material composition, technological research.
Fedotov Pavel Konstantinovich, doctor of technical science, professor, fedo-tov@istu.edu, Russia, Irkutsk, Irkutsk National Research Technical University,
Senchenko Arkady Evgenievich, general director, senchenko@tomsmineral. ru, Russia, Irkutsk, Research and Development Institute "Technology of mineral raw materials processing",
Fedotov Konstantin Vadimovich, doctor of technical science, head department, fedo-tov@istu.edu, Russia, Irkutsk, Irkutsk National Research Technical University,
Burdonov Alexander Evgenievich, candidate of technical science, docent, slimbul@inbox. ru, Russia, Irkutsk, Irkutsk National Research Technical University
Reference
1. Complex hydrochemical processing of sludge tailings of chromite-containing ore enrichment / S. B. dyusenova, B. K. kenzhaliev, R. A. Abdulvaliev, S. V. Gladyshev // 2018. No. 6 (378). Pp. 27-32.
2. Mechanochemical technology of extraction of metals from tailings of enrichment / V. I. Golik, Yu. I. Razorenov, V. S. Brigida, O. G. Burdzieva // Proceedings of Tomsk Polytechnic University. Engineering of geo-resources. 2020. Vol. 331. No. 6. Pp. 175-183.
3. Formation of resource-saving technologies for processing secondary metal-containing raw materials based on the principles of adaptation / V. A. Chanturia, I. V. Shadrunova, O. E. Gorlova, N. N. Orekhova // Mining information and analytical Bulletin (scientific and technical journal). 2017. no. S1. Pp. 347-362.
4. Chanturia V. A., Shadrunova I. V., Gorlova O. E. Adaptation of separation processes of mineral processing to technogenic raw materials: problems and solutions // Ore dressing, 2012, no. 5, Pp. 43-50.
5. Fennell, J., Arciszewski, T. J., Current knowledge of seepage from oil sands tailings ponds and its environmental influence in northeastern Alberta // Science of the Total Environment. 2019. No. 686. P. 968-985.
6. Ismailova, A. A., Zhalgasuly, N., Kanaev A. T. Reclamation of dusting surfaces of the tailings of the concentrating plants // EurAsian Journal of Biosciences. 2019. No. 13(2). R. 1985-1990.
7. Golik V. I., Komashchenko V. I., Polyakov A.V. Modern technologies for extracting metals from tailings of ore dressing and processing for the purpose of their integrated use // Proceedings of the Tula state University. earth science. 2016. Issue 1. Pp. 100-111.
8. Extraction of gold from refractory gold ore using bromate and ferric chloride solution / Q. Wang [and others] // Minerals Engineering. 2019. No. 136. Pp. 89-98
9. Mineralogical reconciliation of cobalt recovery from the acid leach-ing of oxide ores from five deposits in Katanga (DRC) / L. Santoro [and others] // Minerals Engineering. 2019. 137. P. 277-289.
10. Study of the enrichment of low-grade sulfide ores / P. K. Fedotov, A. E. Senchenko, K. V. Fedotov, A. E. Burdonov // Ore dressing 2020. No. 1. Pp. 15-21.
11. Industrial waste-raw materials for construction materials of the future: Irkutsk region / E. O. Kostyukova, V. V. Barakhtenko, E. V. ze-linskaya, F. A. Shutov // Ecology of urbanized territories. 2009. No. 4. P. 73-78.
12. Barakhtenko V. V. Evaluation of consumer characteristics of products made of highly filled polymer-mineral composite material based on polyvinyl chloride and waste from thermal power plants // Civil engineering magazine. 2014. No. 3 (47). Pp. 17-24.
УДК 622.83
ОЦЕНКА ПРЕДЕЛА ПРОЧНОСТИ ПОРОД В ОБРАЗЦЕ С ИСПОЛЬЗОВАНИЕМ МОЛОТКА ШМИДТА
Т. Ф. Харисов
Представлены исследования физико-механических свойств скальных пород, слагающих массив Джетыгаринского месторождения хризотил-асбеста. Установлена эмпирическая формула, описывающая зависимость предела прочности серпентинитов на сжатие в образце UCS от величины отскока Hr молотка Шмидта TypeN. Выполнен сравнительный анализ результатов автора с результатами предшественников, полученными с использованием молотка Шмидта Type L при исследовании физико-механических свойств серпентинитов иного месторождения. Расхождение полученных эмпирических формул обусловлено различием физико-механических свойств серпентинитов, слагающих исследуемые массивы месторождений, а также разностью энергии удара применяемых молотков Шмидта.
Ключевые слова: молоток Шмидта, предел прочности на сжатие в образце, величина отскока, скальные породы, эмпирическая формула, зависимость, массив.
