CC BY
162
Оригинальная статья / Original article
УДК 669.213:669.2./.8.046.8
DOI: 10.21285/1814-3520-2017-5-161-170
СРАВНИТЕЛЬНАЯ ОЦЕНКА РАЗЛИЧНЫХ МЕТОДОВ ПЕРЕРАБОТКИ УПОРНОГО ЗОЛОТОСУЛЬФИДНОГО ФЛОТОКОНЦЕНТРАТА
© А.В. Болдырев1, С.В. Баликов2, Ю.Е. Емельянов3, Н.В. Копылова4, Ю.Л. Николаев5, Е.Ю. Поседко6
1-6АО «Иркутский научно-исследовательский институт благородных и редких металлов и алмазов», Российская Федерация, 664025, г. Иркутск, б-р Гагарина, 38. 6Иркутский национальный исследовательский технический университет, Российская Федерация, 664074, г. Иркутск, ул. Лермонтова, 83.
РЕЗЮМЕ. ЦЕЛЬ. Исследование и разработка способа переработки упорного золотосульфидного флотоконцен-трата. МЕТОДЫ. Для подготовки упорного флотоконцентрата к цианированию использованы различные методы - сверхтонкий помол, обжиг, автоклавное окисление. РЕЗУЛЬТАТЫ И ИХ ОБСУЖДЕНИЕ. В результате цианирования исходного и измельченного продукта извлечение золота составило 75, 77 и 79 % при содержании класса -0,071 мм 71, 95 и 100 % соответственно. Извлечение золота по технологиям «цианирование - обжиг - цианирование» и «обжиг - цианирование» составило 90 и 92% соответственно. Извлечение золота по технологии «автоклавное окисление - цианирование» - 94%. ВЫВОДЫ. Не существует универсальной технологии, подходящей для всех типов упорного золотосодержащего сырья. Выбор оптимальной схемы переработки следует осуществлять на основании технико-экономического сравнения с учетом ряда факторов.
Ключевые слова: упорные сульфидные концентраты, сверхтонкий помол, обжиг, автоклавное окисление, цианирование.
Формат цитирования: Болдырев А.В., Баликов С.В., Емельянов Ю.Е., Копылова Н.В., Николаев Ю.Л., Поседко Е.Ю. Сравнительная оценка различных методов переработки упорного золотосульфидного флотоконцентрата // Вестник Иркутского государственного технического университета. 2017. Т. 21. № 5. С. 161-170. DOI: 10.21285/1814-3520-2017-5-161-170
COMPARATIVE EVALUATION OF VARIOUS PROCESSING METHODS FOR REFRACTORY GOLD-SULPHIDE FLOTATION CONCENTRATE
A.V. Boldyrev, S.V. Balikov, Yu.E. Emelianov, N.V. Kopylova, Yu.L. Nikolaev, E.Yu. Posedko
Irkutsk Research Institute of Precious and Rare Metals and Diamonds, 38, Gagarin blvd., Irkutsk, 664025, Russian Federation. Irkutsk National Research Technical University,
1Болдырев Андрей Валерьевич, кандидат технических наук, старший научный сотрудник лаборатории металлургии, e-mail: durazell@rambler.ru
Andrei V. Boldyrev, Candidate of technical sciences, Senior Researcher of the Metallurgy Laboratory, e-mail: durazell@rambler.ru
2Баликов Станислав Васильевич, доктор технических наук, главный научный сотрудник, e-mail: balikov@irgiredmet.ru
Stanislav V. Balikov, Doctor of technical sciences, Chief Researcher, e-mail: balikov@irgiredmet.ru
3Емельянов Юрий Евгеньевич, кандидат технических наук, ведущий научный сотрудник лаборатории
металлургии, e-mail: laboratoria7@mail.ru
Yuriy E. Yemelianov, Candidate of technical sciences, Leading Researcher of the Metallurgy Laboratory, e-mail: laboratoria7@mail.ru
4Копылова Наталья Викторовна, научный сотрудник лаборатории металлургии, e-mail: laboratoria7@mail.ru
Natalia V. Kopylova, Researcher of the Metallurgy Laboratory, e-mail: laboratoria7@mail.ru
5Николаев Юрий Львович, ведущий научный сотрудник лаборатории металлургии, e-mail: laboratoria7@mail.ru
Yuri L. Nikolaev, Leading Researcher of the Metallurgy Laboratory, e-mail: laboratoria7@mail.ru
6Поседко Евгений Юрьевич, инженер лаборатории металлургии АО «Иргиредмет», магистрант ИРНИТУ,
e-mail: evgenyposedko@mail.ru
Evgeniy Y. Posedko, Engineer of the Metallurgy Laboratory of Irkutsk Research Institute of Precious and Rare Metals and Diamonds, Master's Degree Student of Irkutsk NRTU, e-mail: evgenyposedko@mail.ru
83, Lermontov St., Irkutsk, 664074, Russian Federation.
ABSTRACT. The PURPOSE of the paper is research and development of a processing method for refractory gold-sulphide flotation concentrate. METHODS. Refractory raw material pretreatment has been carried out using various processing methods including ultrafine grinding, roasting, pressure oxidation (POX). RESULTS AND THEIR DISCUSSION. Cyanidation of primary and ground product resulted in 75, 77 and 79% gold recovery under the discharge size of minus 71 mm it was 71, 95 and 100% respectively. The recovery of gold using cyanidation-roasting-cyanidation and roasting-cyanidation technologies was 90 and 92% respectively. The recovery of gold using pressure oxidation-cyanidation technology was 94%. CONCLUSION. There is no universal processing technology that can be applied to all types of refractory gold-bearing raw materials. An efficient processing flowsheet should be chosen based on the technical and economic comparison taking into account various factors.
Keywords: refractory sulphide concentrates, ultrafine grinding, roasting, pressure oxidation (POX), cyanidation
For citation: Boldyrev A.V., Balikov S.V., Emelianov Yu.E., Kopylova N.V., Nikolaev Yu.L., Posedko E.Yu. Comparative evaluation of various processing methods for refractory gold-sulphide flotation concentrate. Proceedings of Irkutsk State Technical University. 2017, vol. 21, no. 5, pp. 161-170. (In Russian) DOI: 10.21285/1814-3520-2017-5-161-170
Введение
Анализ современного состояния техники и технологии цианирования золотосодержащих руд и концентратов показывает, что мировая золотодобывающая промышленность располагает большим количеством вариантов технологических схем с применением цианистого процесса.
Все золотосодержащие руды рекомендуется подразделять на легкоцианиру-емые и трудноцианируемые - упорные руды.
Из десяти выделенных в соответствии с классификацией Иргиредмета технологических разновидностей золоторудного сырья особого внимания заслуживают три наиболее распространенных в природе технологических типа: пирит-арсенопи-
ритовые руды с тонко-вкрапленным золотом в сульфидах (физическая депрессия золота в цианистом процессе); медистые золотосодержащие руды, цианирование которых сопровождается химической депрессией золота минеральными компонентами (цианисидами); углистые сорбционно-активные руды, характеризующиеся повышенной сорбционной активностью по отношению к растворенным в цианиде драгоценным металлам [1, 2].
Для подготовки упорных золотосодержащих руд и концентратов к цианированию применяют обжиг, тонкое измельчение, бактериальное и автоклавное окисление7 [3-10].
Методы исследования
Упорный золотосульфидный флото-концентрат переработан различными способами: сверхтонкое измельчение - цианирование; окислительный обжиг - цианирование огарка; цианирование - обжиг хвостов цианирования - цианирование огарка; высокотемпературное автоклавное окисление - цианирование кека.
Анализ жидких фаз выполнен с использованием следующих методов: атом-но-абсорбционный; атомно-эмиссионный с индуктивно связанной плазмой (1СР); тит-риметрический. Состав твердых фаз изучен гранулометрическим, химическим, пробир-но-гравиметрическим, пробирно-атомно-абсорбционным методами анализа.
7Леонов С.Б., Минеев Г.Г., Жучков И.Ф. Гидрометаллургия: учебник в 2 ч. Иркутск: Изд-во ИрГТУ. Ч. I. 1998. 703 с.
Ч. II. 2000. 491 с. / Leonov S.B., Mineev G.G., Zhuchkov I.F. Hydrometallurgy: Textbook in 2 parts. Irkutsk: ISTU Publ. Part I. 1998. 703p. Part II. 2000. 491p.
m
Результаты исследований и их обсуждение
В данной статье приведены результаты исследований по переработке флото-концентрата, полученного при обогащении пирит-арсенопиритовой руды с тонковкрап-ленным золотом в сульфидах одного из месторождений Казахстана.
Химический состав исследуемого флотоконцентрата представлен на рис. 1. Содержание золота в нем составило 47,4 г/т.
Проведены исследования по циани-
рованию флотоконцентрата исходной крупности с содержанием класса -0,071 мм -71%. Флотоконцентрат цианировали 24 ч в агитационном режиме при соотношении Ж:Т=2:1, концентрации NaCN - 2 г/л, загрузке СаО - 2 кг/т. Результаты по цианированию представлены в табл.1.
Флотоконцентрат является упорным по отношению к цианистому процессу. Извлечение золота составило около 75,7%.
35
о-
а4-
X® „ «
5S
4 S
о о
п "
2 « со
О и
О <л
V Я
■S s
35
30
25
5 20
15
10
8
I
0,07
0,8
6 6 а
■ — г I w
(Z)
ö
9,
22,4
16,5
t 4,23 ■
1
0,8 0,1 1 ),06 ( ),04
S -
r Y V
3 П Я
a- ^ д
д. -о чг о оГ
сп
л
И <-
N
оо
о 9,
т <и
СО
Компоненты Components
Рис. 1. Химический состав исследуемого флотоконцентрата Fig. 1. Chemical composition of the flotation concentrate under investigation
Цианирование флотоконцентрата исходной крупности Cyanidation of the primary flotation concentrate
Таблица 1 Table 1
Концентрация Au в растворе, мг/л / Au concentration in solution, ml/l Содержание Au, г/т / Au content, g/t Извлечение Au, % / Au recovery,% Расход, кг/т / Consumption, kg/t
NaCN СаО
в хвостах цианирования / in cyanidation tailings в концентрате (по балансу) / in concentrate (on balance)
19,8 12,7 52,3 75,7 1,1 1,8
Рассмотрим подробнее некоторые технологии переработки упорного золото-сульфидного сырья.
Измельчение флотоконцентра-та - цианирование. С целью вскрытия золота флотоконцентрат измельчали в шаровой и бисерной мельницах в течение 1 ч.
Шаровое измельчение в лабораторной мельнице проведено с загрузкой фло-токонцентрата в соотношении концентрат : вода : шары - 1:1:6.
Сверхтонкое измельчение проведено в лабораторной бисерной мельнице PE-075 (Германия) с загрузкой флотоконцен-трата в соотношении концентрат : вода : бисер - 0,3:0,3:3.
Гранулометрический состав исходного и измельченного флотоконцентрата определен на приборе Mastersizer Hydro 2000MU (табл. 2).
Содержание класса -0,071 мм во
флотоконцентрате составило 71, 95 и 100%. Измельченный флотоконцентрат ци-анировали 24 ч в агитационном режиме при соотношении Ж:Т=2:1, концентрации NaCN - 2 г/л, загрузке СаО - 2 кг/т (табл. 3).
Показано, что измельчение флото-концентрата перед цианированием не дает значительного прироста извлечения золота. Сверхтонкое измельчение увеличивает извлечение золота на несколько процентов, но в шесть раз возрастает расход цианида натрия (с 1,1 до 6,5 кг/т). Расход СаО в среднем составил 2 кг/т.
Обжиг флотоконцентрата - цианирование огарка. Одним из способов окисления сульфидов, скрывающих золото от растворителя, является окислительный обжиг. Проведены исследования по технологии «обжиг флотоконцентрата - цианирование огарка» на продукте исходной крупности.
Гранулометрический состав флотоконцентрата The granulometric composition of the flotation concentrate
Таблица 2 Table 2
Класс крупности, мм / Grain-size class Концентрат исходной крупности / Primary concentrate Концентрат, измельченный / Concentrate ground
в шаровой мельнице / in a ball mill в бисерной мельнице / in a bead mill
Выход класса, % / Class output,%
+0,160 10,7 0 0
-0,160+0,071 18,2 5,0 0
-0,071+0,045 9,9 8,2 1,2
-0,045+0 -0,043+0,030 61,2 86,8 10,2 98,8 0,5
-0,030+0,015 19,7 0,8
-0,015+0,012 6,3 0,2
-0,012+0,010 5,1 0,1
-0,010+0,007 9,7 1,0
-0,007+0,005 8,6 4,8
-0,005+0,003 11,5 21,4
-0,003+0 15,7 70,0
Цианирование измельченного флотоконцентрата Cyanidation of the ground flotation concentrate
Таблица 3 Table 3
Содержание класса / -0,071 мм, % Class content -0.071 mm, % Концентрация Au в растворе, мг/л / Au concentration in solution, ml/l Содержание Au, г/т / Au content, g/t Извлечение Au, % / Au recovery, % Расход, кг/т / Consumption, kg/t
NaCN СаО
в хвостах цианирования / in cyanida-tion tailings в концентрате (по балансу) / in concentrate (on balance)
95 18,9 11,0 48,8 77,5 2,3 2,0
100 18,5 9,8 46,8 79,0 6,5 2,1
Обжиг флотоконцентрата выполнен в две стадии:
1. Обжиг при температуре 300-400оС с ограничением доступа воздуха (де-арсенация).
2. Обжиг при температуре 450-550оС с доступом воздуха, с перемешиванием материала каждые 15 мин (десуль-фуризация).
Выход огарка составил 85,3%.
Огарок разделили на две части. Первую часть огарка подвергли щелочной обработке (ЩО). Условия ЩО: Ж:Т=4:1; концентрация щелочи - 30 г/л; продолжительность - 2 ч; температура - 80-90оС. Выход кека составил 96,6%. Вторую часть огарка и кек щелочной обработки цианиро-
вали в условиях, описанных выше. Результаты цианирования представлены в табл.4.
Максимальное извлечение золота по технологии «обжиг флотоконцентрата -цианирование огарка» составило около 92,6 %, расход NaCN - 1,7 кг/т.
Цианирование флотоконцентр-ата - обжиг хвостов цианирования -цианирование огарка. Для доизвлечения золота из хвостов цианирования (см. табл. 1) проведен обжиг по методике, описанной выше. Выход огарка составил 86,1%.
Огарок цианировали в вышеописанных условиях при концентрации NaCN 1,5 г/л в течение 24 ч, результаты представлены в табл. 5.
Таблица 4 Table 4
Цианирование огарков
Cinder cyanidation
Продукт / Product Содержание Au, г/т / Au content, g/t Извлечение Au, %/ Au recovery, % Расход, кг/т / Consumption, kg/t
NaCN СаО
в хвостах / in tailings в огарке / in cinder
Огарок / Cinder 4,96 57,1 91,3 1,8 2,9
Огарок после ЩО / Cinder after alkaline treatment 4,20 92,6 1,7 2,2
Таблица 5
Цианирование огарка хвостов выщелачивания флотоконцентрата Cyanidation of flotation concentrate leaching tailings cinder
Table 5
Содержание Au, г/т / Au content, g/t Извлечение Au (операционное), % / Au recovery (operational), % Сквозное извлечение Au по технологии «цианирование - обжиг - цианирование», % / End-to-end Au recovery by cyanidation-roasting-cyanidation technology, % Расход, кг/т / Consumption, kg/t
NaCN СаО
в хвостах цианирования огарка / in cinder cyanidation tailings в огарке / in cinder
6,04 14,8 59,2 90,1 1,7 2,5
Сквозное извлечение золота по технологии «цианирование флотоконцентрата - обжиг хвостов цианирования - цианирование огарка» составило 90,1%, суммарный расход NaCN - 2,4 кг/т.
Результаты цианирования огарка флотоконцентрата (см. табл. 4) показывают, что извлечение золота находится примерно на одном уровне с извлечением, полученным по технологии «цианирование флотоконцентрата - обжиг хвостов цианирования - цианирование огарка» (см. табл. 5).
Автоклавное окисление - цианирование кека. Автоклавное окисление (pressure oxidation - POX) используют для окисления сульфидов, скрывающих золото от растворителя. Последующее цианирование кеков автоклавного окисления (АО) позволяет получать относительно высокое извлечение золота.
Исследования по АО проведены в лабораторных автоклавах на флотоконцен-трате исходной крупности (см. табл. 2).
В автоклав загружали флотоконцен-трат и добавляли воду в соотношении Ж:Т=6:1, серную кислоту до концентрации 10 г/л. Автоклав нагревали до температуры 220°С. при перемешивании 700 об/мин По достижении заданной температуры в авто-
клав был подан кислород. Общее давление в автоклаве - 3,0 МПа. В указанных условиях сульфиды практически полностью окисляются. Момент начала подачи кислорода принимали за начало опыта. Охлаждение осуществлялось подачей воды во внутренний теплообменник.
Расход кислорода в автоклаве фиксировали расходомером газа Bronkchorst. С помощью системы непрерывного измерения расхода кислорода фиксировали общее давление в автоклаве и расход кислорода (суммарный и текущий). Момент прекращения расхода кислорода принимали за окончание эксперимента по автоклавному окислению.
Результаты опыта по АО флотокон-центрата представлены в табл. 6.
На рис. 2 представлен суммарный расход кислорода при автоклавном окислении флотоконцентрата. Продолжительность автоклавного окисления составила 53 мин. Суммарный расход кислорода -298 кг/т.
После АО пульпу фильтровали на вакуум-фильтре, промывали водой и после защелачивания цианировали в условиях, описанных выше, при соотношении Ж:Т=3:1 (табл. 7).
ш
Автоклавное окисление флотоконцентрата Pressure oxidation of flotation concentrate
Таблица 6 Table 6
Токи^ Выход кека, Eh, мВ / Eh, mV Концентрация в жидкой фазе, г/л / Concentration Содержание в кеке, % / Cake content, Степень окисления
мин / % / pH in a iquid phase, g/l % сульфидов, % /
Toxid, min Cake output, % H2SO4 Fe3+ Fe2+ ^бщ. Sgen-eral ^ульф Ssul- Sulphide oxidation degree, %
phide
55 79,9 501 0,8 78,4 10,3 0 10,60 0,28 98,30
400
350
H — Jf300
■J.
я ■1 250
о Q. О ^ 2. 3 200
Л
2 ° 150
9 x v я с i> el £.100
ft. О
so
0 ■
0 5 10 15 20 25 30 35 40 45 50 55 Продолжительность, мин Duration, min
Рис. 2. Зависимость расхода кислорода от продолжительности автоклавного окисления Fig. 2. Dependence of oxygen consumption on the duration of pressure oxidation
Таблица 7
Цианирование кека АО
Table 7
_Cyanidation of POX cake_
Содержание Au, г/т / Au content, g/t Извлечение Au, %/ Au recovery,% Расход, кг/т / Consumption, kg/t
NaCN CaO
в кеке АО / in POX cake в хвостах цианирования / in cyanidation tailings
58,6 3,40 94,20 1,6 8,8
Извлечение золота составило 94,2%, расход №ОМ - 1,6 кг/т.
Извлечение золота по технологии «автоклавное окисление - цианирование» составило 94%, степень окисления сульфидов - 98%.
При АО вскрываемое золото остается свободным, тогда как при обжиге оно
частично покрывается пленками легкоплавких соединений. Поэтому извлечение золота при цианировании продуктов автоклавного окисления выше на 2-4%, чем при цианировании огарков.
На рис. 3 представлены результаты переработки упорного золотосульфидного флотоконцентрата.
Рис. 3. Сравнение различных методов переработки упорного золотосульфидного
флотоконцентрата:
1 - цианирование флотоконцентрата; 2 - тонкое измельчение флотоконцентрата - цианирование; 3 - обжиг флотоконцентрата - цианирование огарка; 4 - цианирование флотоконцентрата - обжиг хвостов цианирования - цианирование огарка; 5 - автоклавное окисление - цианирование кека Fig. 3. Comparison of different processing methods of refractory gold sulphide flotation concentrate: 1 - cyanidation of flotation concentrate; 2 - ultrafine grinding of flotation concentrate - cyanidation; 3 -flotation concentrate roasting - cinder cyanidation; 4 - cynidation of flotation concentrate - roasting of cyanidation tailings - cinder cyanidation; 5 - pressure oxidation -cake cyanidation
Заключение
Показано, что исследуемый флото-концентрат является упорным к цианированию. Из приведенных данных по переработке упорного золотосульфидного флотоконцентрата различными методами следует, что сверхтонкое измельчение флотоконцентрата позволяет при последующем цианировании повысить извлечение золота с 75 до 79%, но при этом в шесть раз возрастает расход цианида. Существенный прирост извлечения (до 90-94%) обеспечивают окислительный обжиг и автоклавное окисление флотоконцентрата. После автоклавного окисления на порядок возрастает расход извести.
Не существует универсальной технологии, подходящей для всех типов упорного золотосодержащего сырья. Извлечение золота является основным, но не единственным критерием выбора технологии переработки упорных золотосодержащих
руд и концентратов. Для определения наиболее целесообразной схемы переработки следует учитывать ряд факторов: извлечение золота; эксплуатационные и капитальные затраты; доступность воды и электроэнергии; запасы сырья; наличие развитой инфраструктуры и квалифицированных кадров, а также экологическое законодательство.
Механическое вскрытие (сверхтонкое измельчение) требует больших энергетических затрат и специального аппаратурного оформления. Зачастую при использовании сверхтонкого помола сульфидных продуктов не удается полностью осуществить вскрытие золота вследствие его малой крупности и затирания поверхности драгоценного металла в процессе измельчения. На практике тонкий помол применяется в тех случаях, когда ассоциированное с сульфидами золото освобождается без
предварительного окисления, либо значительно улучшаются параметры окисления.
Область применения обжига ограничивается по экологическим соображениям и из-за недостаточно высокого извлечения золота. При окислительном обжиге большие затраты идут на газоочистку. Применение обжига подразумевает создание сложных и дорогостоящих систем улавливания Нд, SO2 и As2Oз. Ввиду этого капитальные затраты для обжига и автоклавного окисления находятся практически на одном уровне.
Автоклавное окисление по сравнению с обжигом является более экологичным методом переработки упорного сырья, отсутствуют газовые выбросы соединений мышьяка и серы. Мышьяк выводится в виде малотоксичного арсената железа, сброс которого возможен в обычное хвостохра-
нилище.
Производительность существующих заводов автоклавного окисления по переработке концентратов колеблется от 20 до 2100 т/сут., а производительность обжиговых предприятий по переработке концентратов - от 200 до 1150 т/сут.
Наименьшими эксплуатационными затратами по сравнению с автоклавным окислением характеризуется обжиг. Для обслуживания обжигового передела требуется менее квалифицированный персонал. Автоклавный передел характеризуется сложностью эксплуатации всего оборудования.
Выбор технологии переработки упорного золотосульфидного сырья необходимо проводить на основании технико-экономического сравнения с учетом вышеописанных факторов.
Библиографический список
1. Лодейщиков B.B. Технология извлечения золота и серебра из упорных руд: монография в 2 т. Иркутск: Изд-во Иргиредмет. Т. 1, 1999. 342 с. Т. 2, 2000. 452 с.
2. Лодейщиков B.B., Стахаев И.С. Техника и технология извлечения золота из руд за рубежом. М.: Металлургия, 1973. 287 с.
3. Смирнов И.П., Смирнов KM, Меньшиков Ю.Ф., Мартынов А.Г. Технологические схемы извлечения золота из упорных руд с применением автоклавного окисления сульфидов // Цветные металлы. 2002. № б. С. 20-25.
4. Advances in gold ore processing / M.D. Adams (Editor). Guilford : Mutis Liber Pty Ltd, 2005. P. 346-369.
5. Епифанов А.Б., Агапов И.А. Практические проблемы внедрения технологии РОХ на АГMK // Минерально-сырьевой комплекс России - новые рубежи и вызовы: материалы 10-го горнопромышленного форума «МАЙНЕ^ Россия 2014» (г. Москва, 7-9 октября 2014 г.) [Электронный ресурс]. URL:
http://www.minexrussia.com/2014/ru/person/ (17.10.2016).
6. Brooy S.R.La., Linge H.G., Walker G.S. Review of gold extraction from ores // Minerals Engineering. 1994. Vol. 7. No. 10. P. 1213-1241.
7. Dunne R. Challenges and opportunities in the treatment of refractory gold ores // Proceedings of ALTA 2012 Gold Sessions. Perth, 2012. P. 1-15.
8. Баликов С.В., Дементьев В.Е., Минеев Г.Г. Обжиг золотосодержащих концентратов. Иркутск: Изд-во Иргиредмет, 2002. 416 с.
9. Каравайко Г.И., Седельникова Г.В., Аслануков Р.Я. Биогидрометаллургия золота и серебра // Цветные металлы. 2000. № 8. С. 20-26.
10. Совмен В.К., Гуськов В.Н., Белый А.В., Кузина З.П., Дроздов С.В., Савушкина С.И., Майоров А.М., Закраевский М.П. Переработка золотоносных руд с применением бактериального окисления в условиях Крайнего Севера: монография. Новосибирск: Наука, 2007. 144 с.
References
1. Lodeishchikov V.V. Tekhnologiya izvlecheniya zolota i serebra iz upornykh rud [Technology of gold and silver extraction from refractory ores]: in 2 vol. Irkutsk, Irgiredmet Publ., vol. 1, 1999, 342 p.; vol. 2, 2000, 452 p. (In Russian)
2. Lodeishchikov V.V., Stakhaev I.S. Tekhnika i tekhnologiya izvlecheniya zolota iz rud za rubezhom [Foreign technique and technology of gold extraction from ores]. Moscow, Metallurgiya Publ., 1973. 287 p. (In Russian)
3. Smirnov I.P., Smirnov K.M., Men'shikov Yu.F., Martynov A.G. Tekhnologicheskie skhemy izvlecheniya
zolota iz upornykh rud s primeneniem avtoklavnogo okisleniya sul'fidov [Process flow diagrams of gold extraction from refractory ores using sulfide autoclave oxidation]. Tsvetnye metally [Nonferrous Metals]. 2002, no. 6, pp. 20-25. (In Russian)
4. Advances in gold ore processing / M.D. Adams (Editor). Guilford: Mutis Liber Pty Ltd, 2005, pp. 346-369.
5. Epifanov A.V., Agapov I.A. Prakticheskie problemy vnedreniya tekhnologii ROKh na AGMK [Practical problems of POX technology introduction at the Almalyk Mining and Metallurgical Combine.]. Materialy 10-go gornopromyshlennogo foruma "MAINEKS Rossiya
2014" - "Mineral'no-syr'evoi kompleks Rossii - novye rubezhi i vyzovy" [Materials of 10th Mining Forum MINEX Russia 2014 - Mineral raw materials complex of Russia - new frontiers and challenges]. Available at: http://www.minexrussia.com/2014/ru/person/ (accessed 17 October 2016)/
6. Brooy S.R.La., Linge H.G., Walker G.S. Review of gold extraction from ores. Minerals Engineering. 1994, vol. 7, no. 10, pp. 1213-1241.
7. Dunne R. Challenges and opportunities in the treatment of refractory gold ores. Proceedings of ALTA 2012 Gold Sessions. Perth, 2012, pp. 1-15.
8. Balikov S.V., Dement'ev V.E., Mineev G.G. Obzhig zolotosoderzhashchikh kontsentratov [Roasting of gold-
Критерии авторства
Болдырев А.В., Баликов С.В., Емельянов Ю.Е., Ко-пылова Н.В., Николаев Ю.Л., Поседко Е.Ю. имеют на статью равные авторские права и несут равную ответственность за плагиат.
Конфликт интересов
Авторы заявляют об отсутствии конфликта интересов.
Статья поступила 28.03.2017 г.
bearing concentrates]. Irkutsk, Irgiredmet Publ., 2002, 416 p. (In Russian)
9. Karavaiko G.I., Sedel'nikova G.V., Aslanukov R.Ya. Biogidrometallurgiya zolota i serebra [Biohydrometallur-gy of gold and silver]. Tsvetnye metally [Nonferrous Metals]. 2000, no. 8, pp. 20-26. (In Russian)
10. Sovmen V.K., Gus'kov V.N., Belyi A.V., Kuzina Z.P., Drozdov S.V., Savushkina S.I., Maiorov A.M., Zakraev-skii M.P. Pererabotka zolotonosnykh rud s primeneniem bakterial'nogo okisleniya v usloviyakh Krainego Severa [Processing of gold-bearing ores with the use of bacterial oxidation in the conditions of Far North]. Novosibirsk, Nauka Publ., 2007, 144 p. (In Russian)
Authorship criteria
Boldyrev A.V., Balikov S.V., Emelianov Yu.E., Kopylova N.V., Nikolaev Yu.L., Posedko E. Yu. have equal authors' rights 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 article was received 28 March 2017
