Авторефераты диссертаций >> Авторефераты по Металлургии

Pages: |

Комбинированная бесцианидная технология переработки глинистых золотосодержащих руд коры выветривания

-- [ Страница 1 ] --

УДК 669.213.3

На правах рукописи

ЖУНУСОВА ГУЛШАТ ЖАРАСБАЕВНА Комбинированная бесцианидная технология переработки глинистых золотосодержащих руд коры выветривания 05.16.02 – «Металлургия черных, цветных и редких металлов»

Автореферат диссертации на соискание ученой степени доктора технических наук

Республика Казахстан Алматы, 2010

Работа выполнена в Республиканском государственном предприятии «Ка захский национальный технический университет имени К.И. Сатпаева»

Научный консультант:

доктор технических наук, профессор Байысбеков Шыныбай

Официальные оппоненты:

доктор технических наук, профессор Тастанов Ербулат Адиятович доктор технических наук, профессор Алыбаев Жаксылык Алипбаевич доктор технических наук, профессор Батькаев Искандар Ибрагимович

Ведущая организация: ДГП «Химико-металлургический институт имени Ж.Н. Абишева» Министерства индустрии и торговли Республики Казахстан (г. Алматы).

Защита диссертации состоится «25» декабря 2010 г. в 1000 часов на заседании диссертационного совета Д 14.17.02 при Казахском национальном техническом университете им. К.И. Сатпаева по адресу: 050013, г. Алматы, ул. Сатпаева, 22а, Институт машиностроения, корпус ИМС, ауд. 304, тел./факс: 8 (727) 292-60-25, 292-53-17, www.kazntu.kz, e-mail: [email protected] Автореферат разослан '' 2010 г.

Ученый секретарь диссертационного совета Д 14.17.02, доктор технических наук Сазамбаева Б.Т.

ВВЕДЕНИЕ

Общая характеристика работы

. Диссертационная работа посвящена разра ботке комбинированной бесцианидной технологии переработки глинистых золо тосодержащих руд коры выветривания, позволяющей повысить технологические показатели по извлечению тонкодисперсного золота из тонкозернистых и глини сто-шламистых фракций руды и их ассоциаций с минералами-носителями: пири том, галенитом, сфалеритом, купритом и халькопиритом, с породной частью руды – кварцем, с минералом золота – алюминидами.

Разработанная технология состоит из обогатительных и металлургических пе ределов, отличается от известных исключением операций дробления и цианирова ния руды, дешламации и флотации хвостов гравитационного обогащения и содер жит новые технические решения, направленные на удаление глинистой фракции руды, эффективное извлечение мелкого–тонкодисперсного золота из исследуемых материалов при гравитационном обогащении, эффективное доизвлечение золота из хвостов гравитационного обогащения в процессе металлургической переработки и получение товарных продуктов: гравиоконцентрата, лигатурного и катодного золо та.

Проведены исследования по теоретическому обоснованию процесса окисли тельного сернокислотного выщелачивания золотосодержащих хвостов гравитаци онного обогащения в серной кислоте в присутствии окислителя – пиролюзита.

На основании комплекса исследований разработана и апробирована в лабо раторных и опытно-промышленных условиях комбинированная бесцианидная технология переработки глинистых золотосодержащих руд коры выветривания.

Актуальность проблемы. Руды территории Жартас содержат тонкодисперс ное золото, распределенное, в основном, в тонкозернистых и глинисто-шламистых фракциях руды и ассоциированное с сульфидами металлов, породной частью руды – кварцем и минералом золота – алюминидом, трудноизвлекаемое широко распро страненным цианидным способом, который, к тому же, характеризуется как эколо гически опасный метод. В связи с этим разработка экономически эффективной и экологически чистой комбинированной бесцианидной технологии переработки глинистых руд кор выветривания с тонкодисперсным золотом, к числу которых от носятся руды территории Жартас, является актуальной научно-технологической задачей.

Цель работы. Разработка комбинированной экологически чистой бесцианид ной и экономически эффективной технологии переработки глинистых золотосо держащих руд коры выветривания (на примере руд месторождения Казкудук тер ритории Жартас), содержащих тонкодисперсное золото, распределенное, в основ ном, в тонкозернистых и глинисто-шламистых фракциях руды и ассоциированное с сульфидами металлов, породной частью руды – кварцем и минералами золота – алюминидами (AuAl2, Au8Al3).

Научная новизна работы: 1. С использованием метода термической обра ботки образцов впервые полуколичественным рентгенофазовым анализом обнару жены новые минералы – алюминиды золота – AuAl2 и Au8Al3.

2. Впервые методом Темкина – Шварцмана рассчитаны значения энергии Гиббса реакций растворения золота и его алюминидов при температурах 25–150 0С и золотосодержащих минералов (халькопирита, куприта) при температурах 25– С в серной кислоте в присутствии пиролюзита. Впервые установлены:

– благоприятное протекание реакций растворения халькопирита, куприта при температурах 25–100 0С;

– последовательность (слева направо) окисления и растворения золотосодер жащих минералов: куприт, халькопирит;

– образование комплексных соединений: H[AuSO4] и H[Au(SO4)2] при окисле нии и растворении соответственно золота и его алюминида – AuAl2 в интервале 25– 150 0С, образование комплексного соединения – H[Au(SO4)2] при окислении и рас творении золота в интервале 110–150 0С и алюминида золота – Au8Al3 – в интерва ле 90–150 0С.

3. Построены диаграммы Пурбэ систем Au – H2SO4 – MnO2 – H2O, FeS2 – H2SO4 – MnO2 – H2O, ZnS – H2SO4 – MnO2 – H2O, CuFeS2 – H2SO4 – MnO2 – H2O, CuS – H2SO4 – MnO2 – H2O, алюминиды Au – H2SO4 – MnO2 – H2O при температу рах 25, 60, 80 и 100 0С. Впервые показано, что в системах CuFeS2 – H2SO4 – MnO2 – H2O, CuS – H2SO4 – MnO2 – H2O, алюминиды Au – H2SO4 – MnO2 – H2O с увеличе нием температуры процесса происходит сдвиг области устойчивости растворимых форм Au, алюминидов Au, CuS, CuFeS2 в область кислых сред, что связано с воз действием пиролюзита, и резкое снижение потенциала их растворения в щелочной среде из-за образования дополнительного окислителя – перманганат-аниона.

4. Экспериментальными исследованиями по определению вольт-амперных ха рактеристик растворения золотого катода в кислых и щелочных растворах в при сутствии диоксида марганца установлено растворение золота под воздействием пи ролюзита при 60, 80 и 90 0С либо в сильно-кислой среде (рН=1), либо в сильно щелочной среде (рН=10-12), что подтверждается снижением потенциала растворе ния золота в сильно-кислой среде (рН=1) от 1,7 В до 1,0–1,1 В;

в сильно-щелочной среде (рН=10-12) от 1,0 В до 0,2–0,4 В.

5. Изучена кинетика процесса двухстадийного окислительного выщелачива ния золотосодержащих хвостов гравитации на первой стадии в растворе серной ки слоты в присутствии окислителя – пиролюзита, на второй стадии в растворе серной кислоты в присутствии окислителя – раствора пероксида водорода и комплексооб разователя – раствора йодида калия или твердого йодида калия. Установлены ме ханизм и кинетические закономерности процессов окислительного выщелачивания компонентов глинистой золотосодержащей руды коры выветривания, описывае мые уравнением Рогинского (1–(1–)1/3 = а1/2 + b) и характеризующие протекание процессов в диффузионной области и их лимитирование толщиной образующихся продуктов (элементарной серы, оксидов и сульфатов металлов).

6. Разработана новая комбинированная технология переработки глинистых зо лотосодержащих руд коры выветривания, отличающаяся от известных исключени ем операций дробления и цианирования руды, дешламации и флотации хвостов обогащения, использованием процесса окислительного сернокислотного выщела чивания хвостов гравитационного обогащения в присутствии экстрагирующих компонентов: окислителей – диоксида марганца, раствора пероксида водорода и комплексообразователя – иодида калия.

Положения, выносимые на защиту:

– результаты опытно-промышленных испытаний технологии гидромеханизи рованной переработки глинистых руд коры выветривания;

– результаты опытно-промышленных испытаний технологии извлечения мел кого и тонкодисперсного золота в процессе гравитационного обогащения руды и хвостов гравитации;

– результаты опытно-промышленных испытаний технологии доводки шлихового золота и получения лигатурного золота;

– результаты термодинамических исследований по обоснованию процесса окислительного выщелачивания упорных золотосодержащих руд коры выветрива ния в растворе серной кислоты в присутствии пиролюзита методом Темкина – Шварцмана для расчета энергии Гиббса и методом построения диаграмм Пурбэ для определения стандартных ОВ-потенциалов;

– результаты исследований и кинетика двухстадийного окислительного выще лачивания золотосодержащих хвостов гравитационного обогащения в серной ки слоте в присутствии: окислителя – пиролюзита (на первой стадии);

окислителя – пероксида водорода и комплексообразователя – иодида калия (на второй стадии);

– разработанная технологическая схема переработки глинистых золотосодер жащих руд коры выветривания, комбинированная способами обогащения и метал лургической переработки.

Апробация практических результатов. Основные положения диссертаци онной работы доложены и обсуждены на: Международной научно-практической конференции «Научно-технические и духовные ценности в наследии мыслителей востока и А. Машани, включенного в календарь памятных дат ЮНЕСКО 2006– 2007 гг.» (Алматы, 2007);

VII-конгрессе обогатителей стран СНГ МИСиС (Моск ва, 2009);

Международном форуме, посвященном 75-летнему юбилею КазНТУ имени К.И. Сатпаева (Алматы, 2009), Международной конференции «Proceeding of the XIII BALKAN MINERAL PROCESSING CONGRESS» (Бухарест, 2009), Международной конференции «Форсированное индустриально-инновационное развитие в металлургии», посвященной выдающимся ученым, внесшим вклад в теорию и практику развития прокатного производства академику НАН РК Полу хину П.И. и академику высшей школы МАН Давильбекову Н.Х. (Алматы, 2010).

Практическая ценность работы. Разработана новая технология удаления глинистой фракции руды и обогащения в шлюзах крупной фракции руды класса «– 40+2 мм», новизна которой заключается в обработке руды водно-воздушной сме сью в гидровашгерде, в обработке руды флокулянтом D-FLOC–4004 перед процес сом ее гравитационного обогащения в шлюзах. По результатам опытно промышленных испытаний данной технологии получен гравиоконцентрат массой 196,8 т, содержащий 17 кг 16 г (или 86 г/т), что превосходит стандартные требо вания ТУ 98 РК 14-98 к продукту – «гравитационный концентрат» в 1,7 раза.

Разработана новая технология извлечения мелкого–тонкодисперсного золота при гравитационном обогащении смеси исследуемой руды и хвостов гравитацион ного обогащения в шлюзах, новизна которой заключается в обработке исходного смешанного материала кристаллическим йодом или йодсодержащим реагентом с целью разрушения на поверхности золотин пленок из оксидов марганца и железа и образования дополнительного окислителя из перманганата калия за счет введения в качестве регулятора рН среды гидроксида калия. По результатам опытно промышленных испытаний данной технологии получен гравиоконцентрат массой 207,5 т с содержанием в нем 707 г/т золота (или 146 кг 642 г золота), что превосхо дит стандартные требования ТУ 98 РК 14-98 к продукту – «гравитационный кон центрат» в 11 раз.

В опытно-промышленных условиях проведена доводка гравиоконцентрата в центробежных гидроконцентраторах. В результате получено шлиховое золото мас сой 0,2424 тонны с содержанием в нем 64,1 % или 0, 155389 тонны золота.

В опытно-промышленных условиях проведена отмывка примесей из шлихово го золота и его переплавка. Получено лигатурное золото пробностью 910 до 950, что значительно превосходит требования ТУ 98 РК–1–93 (Au–85,7 %, Ag–9,97 %, Hg–0,02 %, прочие (Cu, Zn, Pb, Fe)– 4,31 %) к продукту – «золото лигатурное» по содержанию золота и соответствует по примесям (примеси составляют 4,31 %).

Разработан новый способ двухстадийного окислительного выщелачивания зо лотосодержащих хвостов гравитационного обогащения: на первой стадии – в рас творе серной кислоты с концентрацией 50 % в присутствии окислителя – пиролю зита, подаваемого в количестве 50 % от массы исходного материала, на второй ста дии – в растворе серной кислоты с концентрацией 2,92 % в присутствии окислите ля – раствора пероксида водорода с концентрацией 15 г/дм3 и комплексообразова теля – раствора иодида калия с концентрацией 25 г/дм3.

Установлены оптимальные условия ведения процесса окислительного серно кислотного выщелачивания, обеспечивающие максимальное извлечение в раствор:

– на первой стадии из золотосодержащих хвостов гравитационного обогаще ния Au (66,35 %), Zn (47,03 %), Cu (55,89 %), Fe (67,02 %), Mn (52,64 %): продол жительность процесса – 8 часов, температура процесса – 80 0С, концентрация H2SO4 – 30-50 %, расход MnO2 – 50 % от массы исходного материала, соотношение Ж:Т=4:1;

– на второй стадии из кеков от 1-й стадии выщелачивания Au (99,6 %), Zn (68,25 %), Cu (67,62 %), Fe (78,34%), Mn (70,54 %): температура процесса – 60 0С;

продолжительность процесса – 2 часа;

концентрация растворов: H2SO4 – 2,94 %, H2O2 – 15 г/дм3, KI – 25 г/дм3.

Двухстадийным выщелачиванием золотосодержащих хвостов гравитационно го обогащения достигнута высокая степень сквозного извлечения золота в раство ры (98,67 %).

Разработана программа расчета энергии Гиббса окислительно восстановительных реакций, которая внедрена в учебный процесс КазНТУ имени К.И. Сатпаева.

Впервые получены термодинамические данные по величинам энергии Гибсса и ОВ-потенциалов растворения и областей устойчивости соединений в системах «алюминиды золота – H2SO4 – MnO2 – H2O, CuFeS2 – H2SO4 – MnO2 – H2O, CuS – H2SO4 – MnO2 – H2O», которые могут служить справочным материалом.

Научно-технические и технологические разработки защищены 3-мя охранны ми документами автора – Заявка № 2010/1439.1 от 24.11.10 на инновационный па тент РК «Способ извлечения золота при гидромеханизированной разработке гли нистых руд коры выветривания», Заявка № 2010/1438.1 от 24.11.10 на инновацион ный патент РК «Способ извлечения мелкого и тонкодисперсного золота», Заявка № 2010/1437.1 от 24.11.10 на инновационный патент РК «Способ извлечения благо родных металлов из хвостов гравитационного обогащения глинистых руд коры вы ветривания».

Публикации. Диссертационная работа прошла апробацию на 5-ти Междуна родных конференциях, конгрессах и форумах. Основное содержание диссертаци онной работы отражено в 32 публикациях, в том числе в 18 статьях, из которых статей опубликовано в 5 журналах, рекомендованных Комитетом по контролю в сфере образования и науки МОН РК, 4 статьи и 2 доклада – зарубежом. Подано заявки на инновационный патент Республики Казахстан.

Личный вклад автора. Работа является результатом исследований диссер танта в КазНТУ имени К.И.Сатпаева. Опытно-промышленные испытания прово дились автором в ТОО «Казахстанско-Российский инженерный центр – Новые технологии Казахстану». Постановка проблемы, формирование задач и поиск пу тей их решения, методы экспериментальных исследований, научные выводы, практические рекомендации и их обобщение осуществлены автором лично.

Автором разработана новая технологическая схема переработки глинистых золотосодержащих руд коры выветривания.

Объем и структура работы. Диссертационная работа состоит из введения, разделов с выводами, заключения с общим объемом 255 страниц, содержит 89 ри сунков, 75 таблиц, 186 наименований использованной литературы.

ОСНОВНОЕ СОДЕРЖАНИЕ РАБОТЫ

Во введении оценено современное состояние решаемой научно технологической проблемы. Обоснованы актуальность исследований и цель рабо ты, сформулированы основные задачи и пути их решения. Показана практическая ценность работы.

1 Состояние, проблемы и перспективы применения комбинированных технологий переработки упорных золотосодержащих руд Анализ патентной и научно-технической литературы, охватывающей основ ные направления переработки труднообогатимых золотосодержащих руд, позво лил сделать вывод о том, что месторождения золотоносных кор выветривания уникальны и перспективны для освоения в силу ряда причин: 1) легкодоступ ность для освоения – возможность открытой разработки месторождений без при менения буровзрывных работ;

2) отсутствует необходимость дробления руды, что значительно удешевляет ее переработку;

3) простая технология извлечения золо та;

Эффективное извлечение золота из упорных руд достигается при примене нии комбинированных цианидных и бесцианидных технологий, но технологии, использующие цианистые способы извлечения золота из руд, экологически опас ные в связи с использованием вредных, опасных для жизни людей и окружающей среды, веществ – цианидов, и неэффективные при переработке упорных руд (из влечение золота 20–60 %).

Известный бесцианидный способ кучного сернокислотного выщелачивания упорных марганцовистых серебро-золотых руд является одним из наиболее пер спективных, но по данному способу не изучены проблемы извлечения тонкодис персного золота из его ассоциаций с минералами-носителями.

На основе анализа литературных данных сформулированы основные цели и задачи исследования, которые заключаются в разработке комбинированных тех нологических схем переработки глинистых золотосодержащих руд коры выветри вания, определении оптимальных параметров и технологических режимов ис пользуемых в технологической схеме процессов обогащения руды и металлурги ческой переработки продуктов обогащения, теоретических основ процессов ме таллургической переработки, в том числе термодинамических величин: значений энергии Гиббса протекающих реакций и кинетических закономерностей иссле дуемых процессов.

2 Изучение структуры, химического состава и физико-механических свойств глинистых золотосодержащих руд коры выветривания территории Жартас В качестве объекта исследования выбрана золотосодержащая руда коры вы ветривания территории Жартас (Алматинская область). Рентгенодифрактометри ческими исследованиями установлено, что исследуемая руда представлена, в ос новном, кварцем, и в небольших количествах – сфалеритом и слюдистыми мине ралами;

термическим анализом пробы верхних горизонтов руд обнаружены руд ные минералы – пирит, гематит и нерудные – глинистые компоненты: накрит и другие;

полуколичественным спектральным анализом пробы верхних горизонтов исследуемых руд определено содержание небольших количеств следующих эле ментов: золота, серебра, свинца, цинка, марганца, мышьяка, магния, натрия, тита на;

больших количеств железа, кремния и алюминия, что является косвенным свидетельством присутствия в рудах глинистых компонентов, при этом низкое содержание золота, видимо, связано с неравномерным его распределением. По ре зультатам полуколичественного рентгенофазового анализа подтвердилось нали чие больших количеств железа, кремния и алюминия и обнаружено, что основную фазу исследуемой руды составляют кварц, мусковит, гематит;

в небольшом коли честве присутствуют пирит, карбид кремния, силикат серебра, алюминид серебра;

содержатся примеси – алюминиды золота и серебра, антимонат магния, тритиоан тимонат серебра (пираргирит), антимонат серебра, вюстит, брукит и волластонит.

При этом алюминиды золота (AuAl2 и Au8Al3) обнаружены впервые, показана их термическая стойкость в интервале температур 200–600 0С. Мусковит представ лен различными его модификациями: мусковит, мусковит 2М1, фенгит и хлори тоид. В интервале 200–600 0С разрушение нерудных компонентов руды также не наблюдается, что свидетельствует об их термической стойкости. Электронно микроскопическое исследование подтвердило наличие глинистых компонентов и показало их принадлежность к группе каолинитовых и иллитовых минералов.

Показано также, что с увеличением температуры термообработки кристалличе ская структура слюдистых минералов упорядочивается. Микрозондовым анали зом показано наличие зонального самородного золота, то есть свободного золота.

Установлены формы и вкрапленность золотин в пирите и кварце. Обнаружено тонкодисперсное (0,001–0,005 мм), пылевидное (0,01–0,05 мм), тонкое (0,05–0, мм), мелкое (0,25–1,00 мм) золото и его единичные крупные выделения до 2 мм.

По результатам химического анализа проб исследуемой руды выявлены высокое содержание кварца;

наличие больших количеств глинозема, оксидов калия и маг ния, что также указывает на присутствие слюдистых минералов или глинистых компонентов. Содержание золота достаточно высокое в окисленных рудах, а его невысокие содержания в сульфидных рудах, не соответствующие результатам ра нее проведенных анализов, свидетельствуют о неравномерном характере его рас пределения в рудах. При изучении физико-механических свойств исследуемой руды обнаружены свойства, свидетельствующие об ее упорности. Это высокое содержание фракции «–0,044 мм», следовательно, шламистых частиц, низкий ко эффициент фильтрации (среднее значение равно 0,1) и низкий угол естественного откоса, равный 32-40 0.

Изучение структуры, химического состава и физико-механических свойств исследуемой руды показало необходимость применения комбинированных схем обогащения руды и металлургической переработки продуктов обогащения для эффективного извлечения свободных включений и ассоциированного тонкодис персного золота.

3 Разработка технологической схемы обогащения глинистых золотосо держащих руд коры выветривания территории Жартас Определено распределение золота по классам крупности (таблица 1).

Таблица 1 – Распределение золота по классам крупности исследуемой руды Класс крупности, мм Выход, % Золото содержание, г/т распределение, % +300 3,00 0,033 0, –300+40 19,4 0,026 0, –40+5 0,96 4,896 0, –5+2 5,44 8,272 9, –2+0,2 7,12 5,688 8, Продолжение таблицы Класс крупности, мм Выход, % Золото содержание, г/т распределение, % –0,2+0,044 7,10 17,113 24, –0,044+0,02 25,0 5,420 27, –0,02+0 31,98 4,759 30, Исходная проба 100 5,000 Из таблицы 1 видно, что основное количество золота (89,94 %) находится в тонкозернистых и шламистых фракциях: –2+0,2 мм;

–0,2+0,044 мм;

–0,044+0, мм и –0,02+0 мм.

С целью определения форм включений золота в этих наиболее представлен ных золотом классах исследуемой руды был выполнен рациональный анализ, ре зультаты которого приведены в таблице 2.

Таблица 2 – Рациональный анализ форм включений золота в объединенных классах исследуемой руды: –2+0,2, –0,2+0,044, –0,044+0,02 и –0,02+0 мм Содержание Распределение Характер вкраплений золота золота, г/т золота, % Свободное, легко амальгамируемое 0,75 Покрытое оболочками 1,65 Ассоциированное с кварцем 2,15 Ассоциированное с сульфидами 0,45 Исходная руда 5,00 Видно, что исследуемая руда на 15 % представлена свободными включения ми золота, на 9 % – ассоциировано с сульфидами. Причем золото, ассоциирован ное с сульфидами, вкраплено в кварц. Значительная часть золота ассоциирована с кварцем (34 %) и покрыто оболочками из оксидов марганца и железа (42 %). При этом та часть золота, которая ассоциирована с кварцем (34 %), как было установ лено минералогическими исследованиями, содержит свободные включения само родного золота и частицы золота, встроенные в кристаллическую решетку кварца в межзерновых и межкристаллических полостях.

Извлечение золота из тонкозернистых и шламистых фракций прямым выще лачиванием будет затруднительно из-за плохой проницаемости исследуемых руд, поэтому необходима отмывка глинистых частиц в голове технологической схемы.

К золоту, извлекаемому гравитационными методами, относится свободное золото, золото, ассоциированное с сульфидами, и золото, покрытое оболочками, ввиду их большей плотности. Но в связи с тем, что масса золота, покрытого оболочками, может быть сопоставимой с массой породной части руды, оно может смываться в хвосты гравитации. Что касается золота, ассоциированного с сульфидами, то его количество незначительно, к тому же эти ассоциации вкраплены в кварц, поэтому золото данной формы как легковесная фракция тоже может уноситься с хвостами гравитации.

Из проведенных исследований следует, что необходимы способы эффектив ной отмывки глинисто-шламистых частиц с минимальными потерями золота с промывной водой и мероприятия, обеспечивающие эффективное извлечение сво бодного золота и золота, покрытого оболочками из пленок оксидов марганца и железа, в гравиоконцентрат.

Разработан и испытан в опытно-промышленных условиях способ гидромеха низированной отмывки глинистых компонентов руд коры выветривания и ее де зинтеграция в гидровашгерде под воздействием водно-воздушной смеси, обра ботка руды в приемном бункере до подачи на шлюз глубокого и мелкого напол нения органическим флокулянтом D-FLOC–4004. При этом снижается мутность и цветность технологической оборотной воды, повышается окисляющая способ ность среды, увеличивается коагуляция минеральных зерен при гравитационном обогащении и флокуляции глинистых частиц. Из руды класса «–40+2 мм» за один промсезон получен гравиоконцентрат гравиоконцентрат массой 196,8 т, содержа щий 17 кг 16 г (или 86 г/т), что превосходит стандартные требования ТУ 98 РК 14-98 к гравитационному концентрату в 1,7 раза, согласно которым содержание золота в гравиоконцентрате должно быть не менее 50 г/т.

Разработан и испытан в опытно-промышленных условиях способ извлечения мелкого и тонкодисперсного золота из руд осуществлением следующих техноло гических переделов: приготовление пульпы смешиванием исходного материала с водой в соотношении Т:Ж=1:4 с одновременной обработкой ее йодсодержащим реагентом, контактирование с ним в течение 30-40 мин с переводом пленок из ок сидов марганца и железа на поверхности золотин в гидрофильное состояние и их отделение от золота. При этом в качестве йодсодержащего реагента используется кристаллический йод в количестве 50-100 г/т руды, процесс проводится при рН 12-14 путем введения гидроксида калия. По данному способу в результате взаи модействия свободного золота с йодид-ионами на поверхности золотин образует ся гидрофильная пленка, которая смачивается водой и в процессе гравитационно го обогащения золотины попадают в концентрат, а гидрофильные минералы с по верхности золотин смываются в хвосты гравитации. В качестве регулятора рН среды используется именно гидроксид калия ввиду того, что при рН среды уста навливаемом до 12-14 под воздействием гидроксида калия происходит взаимо действие гидроксида калия с оксидами марганца из поверхностных пленок золо тин и образование перманганата калия, являющегося, во-первых, дополнительным окислителем пленок из оксидных минералов железа и марганца на поверхности золотин, и, во-вторых, способствующего образованию гидрофильных пленок зо лота, смачиваемых водой в процессе гравитационного обогащения. При этом по лучен гравиоконцентрат массой 207,5 т, содержащий 146 кг 642 г или 707 г/т зо лота, что превосходит по содержанию золота стандартные требования ТУ 98 РК 14-98 к продукту «гравитационный концентрат» в 14 раз.

После доводки гравиоконцентрата в центробежных гидроконцентраторах по лучаются золотые шлихи, азотнокислого выщелачивания примесей из шлихов, переплавки шлихов получено лигатурное золото пробностью 910 до 950, что зна чительно превосходит требования ТУ 98 РК–1–93 (Au–85,7 %, Ag–9,97 %, Hg– 0,02 %, прочие (Cu, Zn, Pb, Fe)– 4,31 %) к продукту – «золото лигатурное» по со держанию золота и соответствует по примесям (примеси составляют 4,31 %).

4 Термодинамическая оценка процесса окислительного выщелачивания золотосодержащих хвостов гравитационного обогащения В целях теоретического обоснования первой стадии процесса окислительного выщелачивания хвостов гравитационного обогащения, содержащих золотоносные сульфиды металлов проведены:

– термодинамические прогнозные расчеты возможности протекания реакций растворения металлического золота и его алюминидов (AuAl2, Au8Al3);

реакций выщелачивания таких минералов-носителей золота как пирит, галенит, сфалерит, халькопирит и куприт (реакции 1–9, таблицы 3, 4);

– построение диаграмм Пурбэ систем «Au – H2SO4 – MnO2 – H2O», «FeS2 – H2SO4 – MnO2 – H2O», «PbS – H2SO4 – MnO2 – H2O», «ZnS – H2SO4 – MnO2 – H2O», «CuFeS2 – H2SO4 – MnO2 – H2O», «CuS – H2SO4 – MnO2 – H2O», «алюминиды золо та – H2SO4 – MnO2 – H2O», содержащих компоненты – составляющие исследуемых руд;

– экспериментальные исследования по определению электродных потенциа лов растворения металлического золота в выбранных нами растворителе – серной кислоте и окислителе – пиролюзите.

2FeS2 + 14H2SO4 + 15MnO2 = Fe2(SO4)3 + 15MnSO4 + 14H2O;

(1) PbS + 4H2SO4 + 4MnO2 = PbSO4 + 4MnSO4 + 4H2O;

(2) ZnS + 4H2SO4 + 4MnO2 = ZnSO4 + 4MnSO4 + 4H2O;

(3) 2CuFeS2 + 4H2SO4 + MnO2 = 2CuO + Fe2(SO4)3 + MnSO4 + 4H2S;

(4) CuS + 4H2SO4 + 4MnO2 = CuSO4 + 4MnSO4 + 4H2О (5) 2Au + 3H2SO4 + MnO2 = 2H[Au(SO4)] + MnSO4 + 2H2O (6) 2Au + 7H2SO4 + 3MnO2 = 2H[Au(SO4)2] + 3MnSO4 + 6H2O (7) 2AuAl2 + 4H2SO4 + 9MnO2 = 2H[Au(SO4)2] + 2Al2O3 + 9MnO + 3H2O (8) 2Au8Al3 + 32H2SO4 +33MnO2 = 16H[Au(SO4)2] + 3Al2O3 + 33MnO + 24H2O (9) Из данных таблицы 3 видно, что в интервале 25–100 0С реакции 1–5 имеют отрицательные значения энергии Гиббса, что свидетельствует о высокой вероят ности протекания процессов окисления и растворения пирита, сфалерита, галени та, халькопирита и куприта серной кислотой в присутствии пиролюзита и сниже нии активности окисления и растворения минералов в следующей последователь ности (слева направо): пирит, галенит, сфалерит, куприт, халькопирит.

Из данных таблицы 4 следует, что благоприятное протекание реакций 6, растворения золота и его алюминида золота (AuAl2) возможно с образованием комплексных соединений: H[AuSO4] и H[Au(SO4)2] соответственно в интервале 25–150 0С, а образование H[Au(SO4)2] по реакции 7 растворения золота начинает ся при 110 0С, по реакции 9 растворения алюминида золота (Au8Al3) – 90 0С.

Таблица 3 – Значения энергии Гиббса реакций 1–5 при температурах 25–100 0С Температу- Значение энергии Гиббса реакций при температуре процесса, GТ, кДж/моль ра процесса, 1 2 3 4 С 25 -2998037,23 -872651,51 -825761,67 -14497,9 -759534, 30 -2998287,14 -872656,07 -825713,48 -16475,3 -759187, 40 -2998381,38 -872548,13 -825504,82 -20357,7 -758489, 50 -2997956,50 -872290,66 -825152,61 -24144,7 -757785, 60 -2997036,48 -871890,94 -824663,68 -27838,2 -757073, 70 -2995643,26 -871355,63 -824044,27 -31439,7 -756354, 80 -2993797,03 -870690,84 -823300,16 -34951,1 -755627, 90 -2991516,41 -869902,21 -822436,65 -38373,9 -754893, 100 -2988818,61 -868994,97 -821458,65 -41709,8 -754152, Таблица 4 – Значения энергии Гиббса реакций 6–9 при температурах 25–150 0С Значение энергии Гиббса реакций при температуре процесса, GТ, Температура кДж/моль процесса, 0С 6 7 8 25 -1312868,78 197611,31 -1925084,90 1151962, 30 -1319255,08 185746,31 -1938360,25 1053356, 40 -1332170,94 161905,26 -1962810,94 861033, 50 -1345278,29 137916,04 -1984460,56 675233, 60 -1358577,85 113778,28 -2003308,19 495958, 70 -1372070,40 89491,26 -2019353,24 323210, 80 -1385756,79 65054,06 -2032595,41 156986, 90 -1399637,93 40465,54 -2043034,66 -2715, 100 -1413714,79 15724,44 -2050671,09 -155899, 110 -1427988,31 -9170,65 -2055504,99 -302572, 120 -1442459,50 -34221,19 -2057536,76 -442739, 130 -1457129,35 -59428,72 -2056766,92 -576407, 140 -1471998,84 -84794,83 -2053196,06 -703584, 150 -1487068,98 -110321,14 -2046824,84 -824276, На рисунках 1–12 приведены впервые построенные диаграммы Пурбэ систем «CuFeS2 – H2SO4 – MnO2 – H2O», «CuS – H2SO4 – MnO2 – H2O, алюминиды Au – H2SO4 – MnO2 – H2O» для температур 25, 60, 80 и 100 0С.

Из рисунков 1–4 видно, что в системе "CuFeS2 – H2SO4 – MnO2 – H2O" с уве личением температуры процесса от 25 до 100 0С отмечается сдвиг в область кис лых сред области устойчивости CuSO4, CuО, Cu2S, при этом наблюдается посте пенное уменьшение электродного потенциала их растворения, также изменяется область устойчивости борнита, она сдвигается в сторону уменьшения кислотно сти, при этом его электродный потенциал снижается (до –0,43 В), область устой чивости элементарной меди Cu0 увеличивается с понижением потенциала в ще лочной среде, а электродный потенциал его растворения снижается (от –0,43В при 25 0С до –0,68 В при 100 0С), что, видимо, связано с образованием дополни тельного окислителя – перманганат-аниона.

Из рисунков 5–8 видно, что в системе CuS – H2SO4 – MnO2 – Н2О при увели чении температуры от 25 0С до 100 0С происходит постепенный сдвиг области ус тойчивости Cu2+ в кислую среду, область устойчивости CuО расширяется, при этом снижается его электродный потенциал растворения и в щелочной среде ра вен –0,4 В при 100 0С, уменьшается область устойчивости Cu2S и его потенциал растворения сдвигается в кислую среду, область устойчивости элементарной меди наоборот расширяется, сдвигаясь в кислую среду с потенциалами, равными от – 0,5 до –2,0 В.

Из рисунков 9–12 видно, что в системе "алюминиды Au – H2SO4 – MnO2 – H2O" поведение золота и соединений марганца в системе аналогично его поведе нию в системе "Au – H2SO4 – MnO2 – H2O" при 25, 60, 80 и 100 0С, в кислой среде при температуре 25 0С и рН=0–8,8 устойчива фаза [Al3(OH)4]5+, а при повышении температуры область устойчивости этой фазы сдвигается в область кислых сред при 60 0С и рН=0–7,5, при 80 0С рН=0–6,9 и при 100 0С рН=0–6,44.

Таким образом, сдвиг областей устойчивости сульфатов и оксидов железа и меди в область кислых сред, изменение электродных потенциалов растворения этих соединений можно объяснить присутствием окислителя MnO2, появлением дополнительного окислителя перманганат-аниона: [MnO4]2- и увеличением темпе ратуры процесса.

В целом, для всех изученных систем характерны сдвиг области устойчивости растворимых форм соединений – компонентов исследуемых систем в область кис лых сред с увеличением температуры процесса, и резкое снижение потенциала их растворения в щелочной среде из-за образования дополнительного окислителя – перманганат-аниона под воздействием пиролюзита.

В результате изучения анодных вольт-амперных кривых растворения золота в фоновых электролитах с разными величинами рН=1–12 было установлено, что происходит уменьшение интенсивности растворения золота при увеличении рН от 1 до 4–8 и дальнейший ее незначительный рост в щелочной среде при рН=10– 12. При увеличении температуры наблюдается значительный рост интенсивности растворения золота в кислой среде при рН =1: сила тока растворения золота уве личивается от 4,7 мА при 60 0С до 14,5 мА при 90 0С. При добавлении окислителя – диоксида марганца в количестве, соответствующем концентрации 125 г/дм3, по тенциал растворимости золота сдвигается в отрицательную сторону, а интенсив ность растворения золота максимальна в кислой среде при рН=1 и температуре С и выше при всех остальных значениях рН=1–12 и температурах процесса – 60, 80 и 90 0С, чем в фоновых растворах (рисунок 13).

I, мA E, В 1 – вольт-амперная кривая вращающегося Au-электрода в растворе H2SO4 с рН=1, снятая при 90 0С (наши данные);

2 – вольт-амперная кривая вращающегося Au электрода в растворе H2SO4 с рН=0, содержащем HCl (mM), снятая при 250 0С (данные [172] – R. P. Frenkenthal and Thompson / Bell Laboratories, Murray Hill, New Jersey);

3 – вольт-амперная кривая вращающегося Au-электрода в растворе H2SO4 с рН=1, содержащем 125 г/дм3 MnO2, снятая при 90 0С (наши данные).

Рисунок 13 – Вольт-амперные кривые вращающегося Au-электрода В литературе обнаружена одна научная работа (рисунок 13) американских исследователей по растворению золота в растворе серной кислоты, содержащем HCl. Вольт-амперная кривая американских исследователей, снятая при температуре 250 0С в растворах с рН=0, то есть в сильно-кислой среде, показывает снижение потенциала растворения золота от 1,7 В до 0,8 В. По результатам наших исследований при 90 0С в растворе серной кислоты с рН=1 без окислителя наблю дается снижение электродного потенциала от 1,8 до 1,2 В, в растворе серной ки слоты с диоксидом марганца – от 1,7 до 1,0 В. Большее снижение потенциала рас творения золота по данным американских исследователей, видимо, связано с про ведением экспериментов при более высокой температуре – 250 0С, чем в наших исследованиях (90 0С).

Полученные нами данные в сравнении с аналогичными исследованиями ав торов R. P. Frenkenthal and Thompson показывают возможность растворения золо та в растворе серной кислоты в присутствии пиролюзита и эффективность вы бранных растворителя и окислителя.

5 Технологические исследования по разработке бесцианидного способа извлечения золота из хвостов гравитационного обогащения глинистых золо тосодержащих руд коры выветривания С целью повышения степени извлечения золота из исследуемых хвостов гра витации, которые частично содержат глинистые компоненты, был изучен процесс сгущения пульпы, состоящей из исходного материала, в присутствии органиче ского (D-FLOC 4004) и неорганического алюмосиликатного флокулянтов.

Тестирование проводили в мерных цилиндрах объемом 500 см3 при объеме суспензии 300 см3, отношении Т:Ж = 1:4 и расходах флокулянтов 0,5;

10;

25;

г/кг в сравнении с базовым опытом без добавок флокулянтов. Подготовленную пульпу помещали в мерный цилиндр, добавляли определенное количество флоку лянта, осторожно перемешивали и оставляли для отстаивания с одновременным отсчетом времени и фиксированием высоты осветленного слоя. Полученные дан ные представлены на рисунках 14 и 15.

5 Рисунок 14 – Кинетика осаждения твердых частиц технологической пульпы в присутствии флокулянта D-FLOC 4004 при его расходе, г/кг:

1 – 0 (базовый опыт);

2 – 0,5 ;

3 – 5 ;

4 – 10 ;

5 – 50.

Проведенные испытания показали эффективность применения флокулянта D-FLOC – 4004 при его расходе 50 г/кг для интенсификации процесса сгущения пульпы, состоящей из исследуемых хвостов гравитации.

Рисунок 15 – Кинетика осаждения твердых частиц технологической пульпы в присутствии неорганического алюмосиликатного флокулянта при его расходе, г/кг: 1 – 0 (базовый опыт);

2 – 5 ;

3 – 10 ;

4 – 50.

Особенностью и сущностью протекающих процессов выщелачивания зо лотосодержащих хвостов гравитации является следующее.

В первую стадию гидрометаллургическая обработка проводится раствором серной кислоты в присутствии окислителя – диоксида марганца.

На основании теории окислительно-восстановительных процессов, раство римости соединений и по результатам ИКС-анализов кеков от выщелачивания ок сиды металлов растворяются в серной кислоте с образованием сульфатов метал лов, например, до сульфата железа (III) по реакции 10 и сульфата цинка (II) по ре акции 11.

Под воздействием диоксида марганца происходит окисление сульфидов ме таллов до сульфатов металлов, например, до сульфата железа (II) по реакции 12 и сульфата цинка по реакции 15 с образованием элементарной серы, а по реакциям 13 и 16 без образования элементарной серы. При этом по реакции 14 образуемый в серной кислоте сульфат железа (II) окисляется до сульфата железа (III), который является дополнительным окислителем золота и его минералов-носителей (суль фидов меди, железа, цинка и других). Под воздействием сульфата железа (III) происходит окисление и растворение сульфидов металлов, что приводится на примере сфалерита по реакции 17.

Механизм процессов растворения оксидов металлов, окисления и растворе ния сульфидов металлов на примере оксидов и сульфидов железа и цинка:

Fe2O3 + 3H2SO4 = Fe2(SO4)3 + 3H2O;

(10) ZnO + H2SO4 = ZnSO4 + H2O;

(11) FeS2 + 2H2SO4 + MnO2 = FeSO4 + MnSO4 + S2 + 2H2O;

(12) 2FeS2 + 14H2SO4 + 15MnO2 = Fe2(SO4)3 + 15MnSO4 + 14H2O;

(13) 2FeSO4 + H2SO4 + MnO2 = Fe2(SO4)3 + MnO + H2O;

(14) ZnS + 2H2SO4 + MnO2 = ZnSO4 + MnSO4 + 0,5S2 + 2H2O;

(15) ZnS + 4H2SO4 + 4MnO2 = ZnSO4 + 4MnSO4 + 4H2O;

(16) 4ZnS + H2SO4 + 3Fe2(SO4)3 = 4ZnSO4 + 6FeSO4 + 2S2 + H2. (17) Во вторую стадию гидрометаллургическая обработка проводится раствором серной кислоты в смеси с реагентами окислителя – пероксида водорода и ком плексообразователя – иодида калия. При этом в растворе должен обеспечиваться молярный избыток серной кислоты при соотношении H2SO4 : H2O2 1, который будет способствовать протеканию реакций:

– образования надсерной (15) и мононадсерной (16) кислот:

2H2SO4 + H2O2 = H2S2O8 + 2H2O (15) H2SO4 + H2O2 = H2SO5 + H2O (16) – образования озона (17) и (18):

H2S2O8 = H2O + 2SO2 + O3 (17) H2SO5 = H2 + SO2 + O3 (18) Под воздействием подаваемого пероксида водорода и образуемого озона протекают следующие реакции образования комплексного соединения золота (на примере окисления и растворения золота) с последующим его взаимодействием с озоном и доокислением до оксида золота:

4Au + 2H2SO4 + H2O2 + O3 2H[AuSO4] + Au2O3 + 2H2O. (19) Йодид калия в присутствии пероксида водорода и озона интенсивно окисляет и растворяет золото, связывая его в комплексное соединение золота – K[AuI4]:

2Au + 3H2SO4 + 8KI + 2H2O2 = 2K[AuI4] + 3K2SO4 + 4H2O+ H2;

(20) 2Au + 3H2SO4 + 8KI + O3 = 2K[AuI4] + 3K2SO4 + 3H2O. (21) Образование комплексных соединений золота по реакциям 19–21 сдвигает протекание этих реакций вправо, что способствует довольно полному переходу золота в раствор.

Полученные экспериментальные данные двух стадий выщелачивания обра ботаны по уравнениям формальной кинетики. Процесс выщелачивания компонен тов в раствор из кеков от 1-й стадии выщелачивания описывается уравнением Ро гинского следующими кинетическими закономерностями:

1–(1–)1/3 = 0,00281/2 + 0,7276;

– для золота: (22) 1–(1–)1/3 = 0,00221/2 + 0,6763;

– для цинка: (23) 1–(1–)1/3 = 0,00211/2 + 0,9455;

– для меди: (24) 1–(1–)1/3 = 0,000051/2 + 0,6668;

– для свинца: (25) 1–(1–)1/3 = 0,00251/2 + 0,6879;

– для железа: (26) 1–(1–)1/3 = 0,00231/2 + 0,6787.

– для марганца: (27) Полученные кинетические закономерности (22–27) свидетельствуют о том, что процессы выщелачивания золота, цинка, меди, свинца, железа и марганца из кеков от 1-й стадии выщелачивания протекают в диффузионной области, лимити руются толщиной образующихся продуктов (элементарной серы, оксидов и суль фатов металлов по результатам ИКС-анализа кеков), что, видимо, связано с пони жением концентрации извлекаемых компонентов в кеках от 1-й стадии выщела чивания и образованием новых продуктов на поверхности извлекаемых компо нентов.

В данном разделе также проведены исследования процессов сорбционного выщелачивания золота из пульпы с целью концентрирования золота на анионите, элюирования золота в раствор и электролитического получения катодного золота.

В процессе сорбционного выщелачивания золота из пульпы определена изотерма сорбции золота на различных анионитах АМ-2Б;

АП-3х8п;

АП-2х12п;

АМ-п.

Установлена наибольшая емкость по золоту анионита AM–2Б, изотерма сорбции которого расположена выше изотерм сорбции всех других ионитов.

Определены технологические режимы и показатели по извлечению золота в процессах элюирования золота (98 %) и получения катодного золота (99,5 %).

По результатам исследований разработана комбинированная технологиче ская схема переработки глинистой золотосодержащей руды коры выветривания (рисунок 16).

6 Технико-экономическое обоснование комбинированной бесцианидной технологии переработки глинистых золотосодержащих руд коры выветрива ния месторождения Казкудук территории Жартас В разделе дана характеристика района строительства, производительность, параметры, режимы работы участков, данные о возможных выбросах в объекты окружающей среды, характеристика используемого оборудования, затраты на оборудование, оплату труда персонала, баланс производимой продукции, кальку ляция себестоимости выпускаемой продукции, определена рентабельность произ водства гравиоконцентрата, лигатурного и катодного золота.

Рисунок 16 – Комбинированная технологическая схема переработки глинистой золотосодержащей руды коры выветривания ЗАКЛЮЧЕНИЕ Краткие выводы по результатам диссертационных исследований 1. Увеличению объемов производства золота в республике благоприятству ют наличие собственных золотых запасов, рост цены золота на мировом рынке и благоприятные социально-политические условия.

2. Существенная часть приращиваемых запасов золота в мире связана с ос воением месторождений с небольшими запасами золота. Месторождения золото носных кор выветривания имеют небольшие запасы, но уникальны и перспектив ны для освоения в силу ряда причин: 1) легкодоступность для освоения – возмож ность открытой разработки месторождений без применения буровзрывных работ;

2) отсутствует необходимость дробления руды, что значительно удешевляет ее переработку;

3) простая технология извлечения золота;

4) немалые содержания золота в рудах, определяющие рентабельность освоения и переработки руд данно го типа. Промышленные содержания золота в этих рудах отмечаются над рудны ми телами (зонами) коренных месторождений жильно-штокверкового типа и при урочены к верхним и средним горизонтам коры выветривания. Мощность послед них колеблется от первых метров до 40-50 м при содержаниях золота от 1,5 до 10,0 г/т. В основном руды кор выветривания обнаружены в Восточном, Северном и Западном Казахстане. В Южном Казахстане наибольший интерес для освоения представляет месторождение Казкудук территории Жартас, руды которых приня ты в данной работе за объект исследований. Исследуемые руды относятся к упор ным ввиду наличия в них трудноизвлекаемого тонкодисперсного золота, ассоции рованного с сульфидами и оксидами металлов, глинисто-шламистых и тонкозер нистых частиц в верхних горизонтах коры выветривания.

3. Эффективное извлечение золота из упорных руд достигается при приме нении комбинированных цианидных и бесцианидных технологий, но технологии, использующие цианистые способы извлечения золота из руд, экологически опас ные в связи с использованием вредных, опасных для жизни людей и окружающей среды, веществ – цианидов, и неэффективные при переработке упорных руд (из влечение золота 20–60 %). Известный бесцианидный способ кучного сернокис лотного выщелачивания упорных марганцовистых серебро-золотых руд является одним из наиболее перспективных, но по данному способу не изучены проблемы извлечения тонкодисперсного золота из его ассоциаций с минералами носителями.

4. С использованием рентгенодифрактометрического, термического, полу количественного спектрального, полуколичественного рентгенофазового, элек тронно-микроскопического анализов выявлено, что основную фазу исследуемой руды составляют кварц, мусковит, гематит;

в небольшом количестве присутству ют пирит, карбид кремния, силикат серебра, алюминид серебра;

содержатся при меси – алюминиды золота, антимонат магния, тритиоантимонат серебра (пирар гирит), антимонат серебра, вюстит, брукит и волластонит. Впервые в кварцевых рудах обнаружены алюминиды золота, показана их термическая стойкость в ин тервале температур 200-600 0С. При этом мусковит, относящийся к глинистым минералам, представлен различными его модификациями: мусковит, мусковит 2М1, фенгит и хлоритоид. Также обнаружены другие глинистые компоненты: ил лит и накрит. Глинистые компоненты исследуемой руды относятся к иллитовой и каолиновой группе. В интервале 200-600 0С разрушение нерудных компонентов руды не наблюдается, что свидетельствует об их термической стойкости.

5. Микрозондовым анализом показано наличие зонального самородного золота, то есть свободного золота. Установлены формы и вкрапленность золотин в пирите и кварце. Обнаружено тонкодисперсное (0,001–0,005 мм), пылевидное (0,01–0,05 мм), тонкое (0,05–0,1 мм), мелкое (0,25–1,00 мм) золото и его единич ные крупные выделения до 2 мм. Содержание золота достаточно высокое в окис ленных рудах, а его невысокие содержания в сульфидных рудах свидетельствуют о неравномерном характере его распределения в рудах.

6. При изучении физико-механических свойств исследуемой руды обнару жены свойства, свидетельствующие об ее упорности. Это высокое содержание фракции «–0,044 мм», следовательно, шламистых частиц, подтверждаемое низким коэффициентом фильтрации (равен 0,1) и низким углом естественного откоса (ра вен 32-40 0).

7. В исследуемой руде основное количество золота (89,94 %) находится в тонкозернистых и шламистых фракциях: –2+0,2 мм;

–0,2+0,044 мм;

–0,044+ 0, мм и –0,02+0 мм. В тонкозернистых и шламистых фракциях руды класса: «–2+ мм» значительная часть золота ассоциирована с кварцем (34 %) и покрыта обо лочками из оксидов марганца и железа (42 %).

8. Разработана и испытана в опытно-промышленных условиях технология отмывки глинистой фракции руды и обогащения в шлюзах крупной фракции ру ды класса «–40+2 мм», новизна которой заключается в обработке руды водно воздушной смесью в гидровашгерде, в обработке руды флокулянтом D-FLOC– 4004 перед процессом ее гравитационного обогащения в шлюзах. Извлечение зо лота из руды по данной технологии составило 87 %, что на 18 % больше извест ного способа. Получен гравиоконцентрат массой 196,8 т, содержащий 17 кг 16 г (или 86 г/т), что превосходит стандартные требования ТУ 98 РК 14-98 к гравита ционному концентрату в 1,7 раза.

9. Разработана и испытана в опытно-промышленных условиях технология извлечения мелкого–тонкодисперсного золота при гравитационном обогащении исследуемой руды и хвостов гравитационного обогащения в шлюзах, новизна ко торой заключается в обработке мелкой фракции руды класса «–2+0 мм» кристал лическим йодом или йодсодержащим реагентом с целью разрушения на поверх ности золотин пленок из оксидов марганца и железа и образования дополнитель ного окислителя из перманганата калия за счет введения в качестве регулятора рН среды гидроксида калия. Извлечение золота в гравиоконцентрат составило 85 %, что на 10-12 % больше аналогичных результатов. Получен гравиоконцентрат мас сой 207,5 т с содержанием в нем 707 г/т золота (или 146 кг 642 г золота), что пре восходит в 11 раз стандартные требования ТУ 98 РК 14-98 к гравитационному концентрату.

10. В опытно-промышленных условиях проведена отмывка примесей из шлихового золота и его переплавка. Получено лигатурное золото пробностью до 950, что значительно превосходит требования ТУ 98 РК–1–93 (Au–85,7 %, Ag– 9,97 %, Hg–0,02 %, прочие (Cu, Zn, Pb, Fe)– 4,31 %) к продукту – «золото лига турное» по содержанию золота и соответствует по примесям (примеси составляют 4,31 %). Сквозное извлечение золота в товарный продукт – лигатурное золото из руды за 1 промсезон составило 77,7 % или 153 кг 58 граммов.

11. Из литературных данных выявлено, что реальными и устойчивыми фор мами золота в сернистых щелочно-восстановительных средах являются гидросуль фидные и сульфидные, а в нейтральных и слабовосстановительных средах – суль фатные и тиосульфатные комплексы.

12. Впервые методом Темкина – Шварцмана рассчитаны значения энергии Гиббса реакций растворения золота и его алюминидов при температурах 25–150 0С и золотосодержащих минералов (халькопирита, куприта) при температурах 25– С в серной кислоте в присутствии пиролюзита. Впервые установлены:

– благоприятное протекание реакций растворения халькопирита, куприта при температурах 25–100 0С;

13. Построены диаграммы Пурбэ систем Au – H2SO4 – MnO2 – H2O, FeS2 – H2SO4 – MnO2 – H2O, ZnS – H2SO4 – MnO2 – H2O, CuFeS2 – H2SO4 – MnO2 – H2O, CuS – H2SO4 – MnO2 – H2O, алюминиды Au – H2SO4 – MnO2 – H2O при температу рах 25, 60, 80 и 100 0С. Впервые показано, что в системах CuFeS2 – H2SO4 – MnO2 – H2O, CuS – H2SO4 – MnO2 – H2O, алюминиды Au – H2SO4 – MnO2 – H2O с увеличе нием температуры процесса происходит сдвиг области устойчивости растворимых форм Au, алюминидов Au, CuS, CuFeS2 в область кислых сред, и резкое снижение потенциала их растворения в щелочной среде из-за образования дополнительного окислителя – перманганат-аниона под воздействием пиролюзита.

14. Экспериментальными исследованиями по определению вольт амперных характеристик растворения золотого катода в кислых и щелочных рас творах в присутствии диоксида марганца установлено растворение золота под воздействием пиролюзита при 60, 80 и 90 0С либо в сильно-кислой среде (рН=1), либо в сильно-щелочной среде (рН=10-12), что подтверждается снижением по тенциала растворения золота в сильно-кислой среде (рН=1) от 1,7 В до 1,0–1,1 В;

в сильно-щелочной среде (рН=10-12) от 1,0 В до 0,2–0,4 В.

15. Изучены условия флокулирования глинистых пульп под воздействием флокулянта неорганического алюмосиликатного флокулянта и органического флокулянта D-FLOC – 4004. Установлено эффективное действие органического флокулянта D-FLOC – 4004 при норме его расхода 50 мг/г.

16. Разработан эффективный способ окислительного выщелачивания коа гулированных хвостов гравитации в растворе серной кислоты в присутствии окислителей – диоксида марганца и пероксида водорода и комплексообразователя – иодида калия. Оптимальными параметрами процесса являются:

– на первой стадии выщелачивания: температура процесса – 80 0С, продол жительность процесса – 8 часов, концентрации раствора H2SO4 – 50 %, MnO2 – % от массы навески, Ж:Т = 4:1;

– на второй стадии выщелачивания: температура процесса – 60 0С, продол жительность процесса – 2 часа, концентрация растворов: H2SO4 – 2,94 %, H2O2 – 15 г/дм3, KI – 15 г/дм3.

На первой стадии при установленных оптимальных условиях максимальное извлечение из хвостов гравитации в раствор составляют для: Au – 66,35 %, Zn – 47,03 %, Cu – 55,89 %, Fe – 67,02 %, Mn – 52,64 %. На второй стадии при установ ленных оптимальных параметрах процесса максимальное извлечение из кеков от 1-й стадии выщелачивания составляют для: Au – 99,6 %, Zn – 68,25 %, Cu – 67, %, Fe – 78,34 %, Mn – 70,54 %. Из хвостов гравитационного обогащения в раствор сквозное извлечение Au достигает 98,67 %, сопутствующих металлов: Zn – 81, %;

Cu – 84,0 %;

Pb – 2,35 %;

Fe – 91,44 %;

Mn – 84,29 %.

17. Изучена кинетика процесса двухстадийного окислительного выщелачи вания золотосодержащих хвостов гравитации на первой стадии в растворе серной кислоты в присутствии окислителя – пиролюзита, на второй стадии в растворе серной кислоты в присутствии окислителя – раствора пероксида водорода и ком плексообразователя – раствора йодида калия или твердого йодида калия. Уста новлены механизм и кинетические закономерности процессов окислительного выщелачивания компонентов глинистой золотосодержащей руды коры выветри вания, описываемые уравнением Рогинского (1–(1–)1/3 = а1/2 + b) и характери зующие протекание процессов в диффузионной области и их лимитирование толщиной образующихся продуктов (элементарной серы, оксидов и сульфатов металлов).

18. Исследован процесс сорбционного выщелачивания золота на различных анионитах АМ-2Б;

АП-3х8п;

АП-2х12п;

АМ-п, выбран наиболее эффективный и селективный анионит АМ–2Б.

19. Проведены работы по определению показателей по извлечению катодного золота электролизом, при выбранных оптимальных параметрах процесса достигнуто практически полное извлечение золота в процессе электролиза – 99,5 %.

20. Разработана новая комбинированная бесцианидная технология перера ботки глинистых золотосодержащих руд коры выветривания, предусматривающая эффективное удаление глинистых компонентов руды за счет образования рыхлых и пористых частиц руды;

коагуляцию частиц свободного мелкого, тонкого, пыле видного и тонкодисперсного золота за счет усиления гидрофильных свойств пле нок золотин, и эффективное извлечение свободных и связанных ассоциаций мел кого, тонкого, пылевидного и тонкодисперсного золота новым способом их окис ления и растворения в растворе серной кислоты в присутствии окислителя и ком плексообразователя. Разработанная технология отличается от известных исклю чением операций дробления и цианирования руды, дешламации и флотации хво стов обогащения, использованием процесса окислительного сернокислотного вы щелачивания хвостов гравитационного обогащения в присутствии экстрагирующих компонентов: окислителей – диоксида марганца, раствора пероксида водорода и комплексообразователя – иодида калия. Разработаннная технология позволяет по лучить товарные продукты – гравиоконцентрат, лигатурное и катодное золото.

Показана рентабельность производства золота по разработанной технологии.

Оценка полноты решения поставленных задач. Задачи, поставленные при обосновании направления и этапов исследований выполнены полностью. А имен но: 1) при изучении структуры и свойств исследуемой золотосодержащей руды определены ее упорность, присутствие золота в тонкозернистых и глинисто шламистых фракциях руды, что позволило выбрать комбинированную технологи ческую схему ее переработки;

2) для извлечения свободных включений золота использованы способы гравитационного обогащения, усовершенствованные но выми техническими решениями и позволившие получить лигатурное золото в го лове технологической схемы;

3) применением новых технических решений разра ботаны способы флокуляции глинистых компонентов и бесцианидный способ из влечения тонкодисперсного золота окислительным выщелачиванием хвостов гра витационного обогащения;

4) изучены теоретические основы процесса окисли тельного выщелачивания хвостов гравитационного обогащения в присутствии пиролюзита, выбор которого в качестве окислителя обусловлен его высокими со держаниями в исследуемых рудах;

5) определены показатели по извлечению ка тодного золота;

6) разработана комбинированная бесцианидная технология пере работки глинистых золотосодержащих руд коры выветривания, направленная на получение товарных продуктов – гравиоконцентрата, лигатурного и катодного зо лота.

Разработка рекомендаций и исходных данных по конкретному исполь зованию результатов. Предложенные в работе технологические разработки мо гут быть использованы недропользователем золотосодержащих руд коры вывет ривания территории Жартас и на других золотодобывающих предприятиях, пере рабатывающих подобные руды.

Оценка технико-экономической эффективности внедрения Результаты комбинированной технологии переработки глинистых золотосо держащих руд коры выветривания позволяют получить товарные продукты – гра виоконцентрат, лигатурное и катодное золото с невысокими капитальными затра тами, поэтому представляют практический интерес для золотодобывающих пред приятий.

Оценка научного уровня выполненной работы в сравнении с лучшими достижениями в данной области.

Проведенные теоретические и технологические исследования в области по ставленных задач выполнены на современном уровне с использованием модель ной программы термодинамических и кинетических расчетов, разработанной авто ром диссертации в программе «Excell», сертифицированной программы компании “Outokumpu Ou”;

комплекса физико-химических и физических методов анализа:

микроскопического метода в рудном микроскопе марки ПОЛАМ -312 (МИН-8), метода сканирующей электронной микроскопии в растровом электронном микро скопе, метода качественного и полуколичественного рентгенофазового анализа в рентгеновском дифрактометре X'Pert PANalytical, титриметрического и атомно абсорбционного метода определения элементов, метода пробирного анализа проб на содержание золота, а также воспроизводимостью результатов технологических исследований в лабораторных и опытно-промышленных условиях.

Полученные результаты являются новыми или подтверждают известные ис следования, основаны на использовании положений теорий окислительно восстановительных процессов, интерпретируются в контексте известных данных из мировой и отечественной научно-технической и патентной информации, обес печили разработку комбинированной бесцианидной технологии переработки гли нистых (упорных) золотосодержащих руд коры выветривания. Техническая но визна технологии защищена 3-мя заявками на инновационные патенты Республи ки Казахстан.

Список опубликованных работ по теме диссертации:

1 Байысбеков Ш.Б., Жунусова Г.Ж., Акказина Н.Т. Термодинамический анализ реакций окисления пирита // Вестник СГУ имени Шакарима. – Семипала тинск, 2007. – №1. – С. 143–150.

2 Байысбеков Ш., Дюсембаева К.Ш., Акказина Н.Т. Тонкодисперсное золо то в рудах золото–сульфидного месторождения // Вестник КазНТУ. – Алматы, 2007. – №2. – С. 106–109.

3 Байысбеков Ш., Дюсембаева К.Ш., Жунусова Г.Ж., Акказина Н.Т. Осо бенности образования тонкодисперсного и «невидимого» золота в рудах место рождения Абыз // Горный журнал Казахстана. – Алматы, 2007. – №3. – С.37–38.

4 Байысбеков Ш., Жунусова Г.Ж., Акказина Н.Т. О поведении халькопирита в условиях его окисления // Труды Международной научно-практической конфе ренции «Научно-технические и духовные ценности в наследии мыслителей вос тока и А. Машани, включенного в календарь памятных дат ЮНЕСКО 2006– гг.». – Алматы, 2007 г. – Т.II. – С. 354–356.

5 Байысбеков Ш., Жунусова Г.Ж., Акказина Н.Т. Термодинамический ана лиз поведения галенита в условиях его окисления // Труды Международной на учно-практической конференции «Научно-технические и духовные ценности в наследии мыслителей востока и А. Машани, включенного в календарь памятных дат ЮНЕСКО 2006–2007 гг.». – Алматы, 2007 г. – Т. II. – С. 356–358.

6 Байысбеков Ш., Жунусова Г.Ж., Акказина Н.Т. О возможности протека ния реакции окисления сфалерита // Труды Международной научно-практической конференции «Научно-технические и духовные ценности в наследии мыслителей востока и А. Машани, включенного в календарь памятных дат ЮНЕСКО 2006– 2007 гг.». – Алматы, 2007 г. – Т. II. – С.358–359.

7 Байысбеков Ш., Жунусова Г.Ж. Кинетика процесса извлечения золота из глинистых руд кор выветривания // Горный журнал Казахстана. – Алматы, 2007. – №4. – С.6–8.

8 Байысбеков Ш., Перегудов В.В, Жунусова Г.Ж. О новом типе проявления золотой минерализации в Ерейментауских горах // Горный журнал Казахстана.

№7, 2008. С.2–3.

9 Акказина Н.Т., Жунусова Г.Ж., Байысбеков Ш. Термический анализ золотосодержащих глинистых руд коры выветривания // Сборник материалов VII конгресса обогатителей стран СНГ. – Москва, апрель 2009. – 3 с.

10 Жунусова Г.Ж., Ермолаев В.Н., Акказина Н.Т., Байысбеков. Рентгеноспек тральное исследование глинистых золотосодержащих руд коры ыветривания // Сборник материалов Международного форума, посвященного 75-летнему юби лею КазНТУ имени К.И. Сатпаева. – Алматы, ноябрь 2009. – 3 с.

11 Sh. Baysbekov, A. Aissautov, G. Zhunussova Gold extraction ftom refractory ores by using gravity separation // Proceeding of the XIII BALKAN MINERAL PROCESSING CONGRESS. – Бухарест, 2009. – V. 1. – P. 269-271.

12 Жунусова Г.Ж., Акказина Н.Т., Байысбеков Ш. Изучение поведения пири та при окислительном выщелачивании упорных золотосодержащих руд в растворе серной кислоты в присутствии пиролюзита // Вестник Кыргызско-Российского Славян ского университета. – 2010. – № 12.

13 Жунусова Г.Ж., Акказина Н.Т., Байысбеков Ш. Термодинамика процесса растворения пирита в серной кислоте в присутствии пиролюзита // Известия На циональной Академии Кыргызской республики. – 2010. – №4.

14 Жунусова Г.Ж. Термодинамика процесса растворения халькопирита в сер ной кислоте в присутствии пиролюзита // Вестник Казанского технологического университета. – 2010. – № 5.

15 Жунусова Г.Ж. Термодинамика процесса растворения ковеллина в серной кислоте в присутствии пиролюзита // Вестник Казанского технологического уни верситета. – 2010. – № 6.

16 Жунусова Г.Ж. Об исследованиях по растворению золота в различных растворителях // Вестник КазНТУ. – 2010. – № 11.

17 Жунусова Г.Ж. Диаграмма Пурбэ системы «Алюминиды золота – H2SO – MnO2» // Вестник КазНТУ. – 2010. – № 12.

18 Жунусова Г.Ж., Байысбеков Ш., Акказина Н.Т., Кальянова О.А., Еденбаев С.С. Диаграмма Пурбэ системы Au – H2SO4 – MnO2 // Вестник КазНТУ. – 2010. – № 12.

19 Жунусова Г.Ж. О возможности протекания реакции растворения алю минидов золота в серной кислоте в присутствии диоксида марганца // Вестник Международного Казахско-Турецкого университета им. Х.А. Ясави. – 2010. – № 6.

20 Жунусова Г.Ж., Акказина Н.Т., Байысбеков Ш. О превращениях в систе ме ZnS – H2SO4 – MnO2 // Вестник Международного Казахско-Турецкого универ ситета им. Х.А. Ясави. – 2010. – № 6.

21 Сажин Ю.Г., Шаутенов М.Р., Жунусова Г.Ж. Извлечение золота из упор ных золотосодержащей руды Васильковского месторождения. – Вестник КазНТУ.

– 2010. – №12.

22 Шаутенов М.Р., Сажин Ю.Г., Жунусова Г.Ж., Акказина Н.Т. Исследование процесса флотации сульфидной смешанной золотосодержащей руды Васильков ского месторождения // Горный журнал. – 2010. – №10.

23 Жунусова Г.Ж., Акказина Н.Т., Байысбеков Ш., Еденбаев С.С., Кальянова О.А. Термодинамическая оценка реакции растворения металлического золота в серной кислоте в присутствии диоксида марганца // Комплексное использо вание минерального сырья. – 2010. – № 6.

24 Жунусова Г.Ж. О возможностях и перспективах использования бесциа нидных методов переработки упорных золотосодержащих руд // Труды Междуна родной конференции «Форсированное индустриально-инновационное развитие в металлургии», посвященной выдающимся ученым, внесшим вклад в теорию и практику развития прокатного производства академику НАН РК Полухину П.И. и академику высшей школы МАН Давильбекову Н.Х.. – 11-13 ноября 2010 г. – С.

221-224.

25 Жунусова Г.Ж. Золоторудная сырьевая база Казахстана // Труды Между народной конференции «Форсированное индустриально-инновационное развитие в металлургии», посвященной выдающимся ученым, внесшим вклад в теорию и практику развития прокатного производства академику НАН РК Полухину П.И. и академику высшей школы МАН Давильбекову Н.Х.. – 11-13 ноября 2010 г. – С.

225-227.

26 Жунусова Г.Ж. Микроскопическое исследование структуры глинистых золотосодержащих руд коры выветривания // Труды Международной конферен ции «Форсированное индустриально-инновационное развитие в металлургии», посвященной выдающимся ученым, внесшим вклад в теорию и практику развития прокатного производства академику НАН РК Полухину П.И. и академику высшей школы МАН Давильбекову Н.Х.. – 11-13 ноября 2010 г. – С. 228-229.

27 Жунусова Г.Ж. Экспериментальное определение потенциалов растворения золота в серной кислоте в присутствии диоксида марганца // Труды Международ ной конференции «Форсированное индустриально-инновационное развитие в ме таллургии», посвященной выдающимся ученым, внесшим вклад в теорию и прак тику развития прокатного производства академику НАН РК Полухину П.И. и ака демику высшей школы МАН Давильбекову Н.Х.. – 11-13 ноября 2010 г. – С. 230 232.

28 Жунусова Г.Ж. Способ извлечения золота при гидромеханизированной разработке глинистых руд коры выветривания // Заявка на инновационный патент РК № 1439.1 от 24.11.2010 г.

29 Жунусова Г.Ж. Способ извлечения мелкого и тонкодисперсного золота // Заявка на инновационный патент РК № 1438.1 от 24.11.2010 г.

30 Жунусова Г.Ж. Способ извлечения благородных металлов из хвостов гра витационного обогащения глинистых руд коры выветривания // Заявка на иннова ционный патент РК № 1437.1 от 24.11.2010 г.

31 Жунусова Г.Ж. Применение флокулянтов различной природы для сгуще ния технологических пульп в процессе переработки золотосодержащей руды ме сторождения Жартас // Вестник КазНТУ. – 2010. – № 6.

32 Жунусова Г.Ж. Исследование процесса окислительного выщелачивания золотосодержащих хвостов гравитации // Вестник КазНТУ. – 2010. – № 6.

ТЙІНДЕМЕ Жунусова Гулшат Жарасбаевна Сазды алтыны бар мору ыртысындаы кендерді деуді цианидсіз рамалы технологиясы Бл жмыс мору ыртысындаы те иын алынатын алтынны минерал тасымалдаыштарынан бос осындыларды жне байланысан алтынды деуге баытталан.

Зерттеу объектісі – рамында металл сульфидтерімен, кенні блікті таужынысы алтынны минералы – алюминидпен жне кварцпен байланысан негізінен сатйіршікті сазды-шламды кендерді фракциясында таралан садисперсті алтыны бар Жартас аймаыны азды белдеуіні мору ыртысыны те иын алынатын алтынрамды кендері.

Жмысты масаты – мору ыртысында те иын алынатын алтын рамды кендерді деуді экономикалы тиімділігі жне цианидсіз экологиялы таза рамдастырылан деу технологиясы.

Жмысты негізгі ылыми нтижелері:

1. лгіні термиялы деу дісін пайдалана отырып бірінші рет жартылай млшерлі рентгенофазалы талдау нтижесінде жаа минерал – алтын алюминиді – AuAl2 и Au8Al3 табылды.

2. Темкин-Шварцман дісімен тедік константасы, Гиббс энергиясы арылы 25 100 С температурада алтынны жне алтын алюминидіні еруі мен 25-100 0С температурада алтын рамды минералдарды (халькопирит, куприт), ккірт ышылы ерітіндісінде – пиролюзитті атысуыны тедік ретінде мні есептелінген. Тыш рет сынылды:

– 25–100 0С температура кезінде куприт, халькопиритті еру жне тотыу реакцияларыны дрыс жруі;

– алтын рамды минералдарды куприт, халькопиритті еруі жне тотыуыны кезекті жруі (солдан оа арай);

– 25–100 0С температура интервалында алтын мен оны алюминиді – AuAl тотыан жне еру кезінде H[AuSO4] и H[Au(SO4)2] кешенді осылыстарды пайда болуы, 110–150 0С температура интервалында алтынны тотыан жне еру кезінде H[Au(SO4)2] кешенді осылыс пайда болуы, 90–100 0С температура интервалында алтынны алюминиді – Au8Al3 тотыан жне еру кезінде H[Au(SO4)2] кешенді осылыс пайда болуы.

3. 25, 60, 80 жне 100 0С температура кезінде Au – H2SO4 – MnO2 – H2O, FeS2 – H2SO4 – MnO2 – H2O, ZnS – H2SO4 – MnO2 – H2O, CuFeS2 – H2SO4 – MnO2 – H2O, CuS – H2SO4 – MnO2 – H2O, алюминидтер Au – H2SO4 – MnO2 – H2O жйелеріні Пурбе диаграммасы трызылды. Температураны суіне байланысты тратылы аймаындаы ерітілетін Au, FeS2, ZnS формаларыны ышылды ортаа арай ыысатыны, оан пиролюзитті атысуымен жне сілтілік ортада осымша тотытырыш-перманганат-анионыны тзілуі бірінші рет крсетілуі.

4. ышылды жне сілтілік ерітіндіде марганец ос тотыыны атысуымен алтын катодыны вольт-амперлік еру мінездемесін анытауды тжірибелік зерттеулері 60, 80, 100 0С-та пиролюзитті атысуымен алтынны еруі, не болмаса атты-ышылды ортада (рН=1), не болмаса атты-сілтілі ортада (рН=10-12), бл алтынны еру потенциалын атты-ышылды ортада (рН=1) 1,7 В-тан 1,0-1,1 В-а дейін;

атты-сілтілі ортада (рН=10-12) 1,0 В-тен 0,2-0,4 В-а дейін тмендеуін длелдейді.

5. Тжірибелік-ндірістік жадайда ірі фракциялы «–40+2 мм» кендерді шлюздарында гравитациялы байыту процесіні рамында 17 кг 16 г (немесе г/т), стандартты міндеттеріне сай ТУ 98 РК 14-98 нім гравитациялы концентрат 1,7 рет массасы 196,8 т гравиоконцентрат алынды.

6. Ортадан сырта тепкіш гидроконцентраттарда зерттеліп отыран кенні са фракция оспалары жне шлюздерде гравитациялы байытуды алдытарын тжірибелік-ндірістік жадайда гравитациялы байыту процесіні рамында г/т алтын (немесе 146 кг 642 г алтын) бар ТУ 98 РК 14-98 стандартты міндеттерге сай німге – гравитациялы концентрат 11 рет массасы 207,5 т болатын гравиоконцентрат алынды.

7. Тжірибелік-ндірістік жадайда гравиоконцентраттара толытыру ортадан сырта тепкіш гидроконцентраторларда жргізілді, нтижесінде, рамында 64,1 % немесе 0,155389 тонна алтын бар массасы 0,2424 тонна шлихты алтын алынды.

8. Тжірибелік-ндірістік жадайда ТУ 98 РК-1-93 (Au – 85,7 %, Ag – 9,97 %, Hg – 0,02 %, басалары Cu, Zn, Pb, Fe – 4,31 %) талаптарына алтын рамы мен оспаларды рамы бойынша сай келетін, айтарлытай асып тсетін – стемдегіш алтын алынды.

9. Гравитациялы алтын рамды алдытарды екі блімді тотытырып іріктеп ерітуді кинетикасы бірінші блімінде – тотытырыш пиролюзитті ккірт ышылды ерітіндіде атысуы, екінші блімінде – тотытырыш – сутек аса тотыы ерітіндісі мен комплекс тзуші – калий иодиді ерітіндісі немесе атты калий иодидіні атысуымен аныталды. Диффузиялы аймата жне алыды тзуші німдерді лимидтеуін (арапайым ккірт, металлдарды оксидтері мен тотытары) процессті туін тсіндіретін жне Рогинск тедеуімен (1 - (1 - )1/3 = a 1/2 + b) тсіндіретін мору ыртысындаы те иын те иын алынатын алтын рамды компоненттерді тотытырып іріктеп еріту процесстеріні механизмі мен кинетикалы задылытары растырылды.

10. Ерітіндіге е жоары дегейде алуды амтамасыз ететін, тотытырып ккірт ышылды іріктеп еріту процессіні басталуыны олайлы жадайы белгіленді:

– бірінші кезеде гравитациялы байытуды алтын рамды алдытарынан Au (66,35 %), Zn (47,03 %), Cu (55,89 %), Fe (67,02 %), Mn (52,64 %): процессті затылыы – 8 саат, процессті температурасы – 80 оС, H2SO4 концентрациясы – 30-50 %, жктелген материалды массасына MnO2 шыыны – 50 %, С:=4:1;

– екінші кезеде бірінші кезеде іріктеп ерітілген кектен Au (99,6 %), Zn (68, %), Cu (67,62 %), Fe (78,34 %), Mn (70,54 %): процессті температурасы – 60 0С, процесс затыы – 2 саат, ерітінділерді концентрациялары: H2SO4 – 2,94 %, Н2О – 1,5 г/дм3, КІ – 25 г/дм3.

11. Мору ыртысында те иын алынатын алтын рамды кендерді ндеуді жаа растырылан технологиясы жасалынды, ол белгілі дешламдау, байыту алдытарын флотациялау жне сатау операцияларымен салыстыранда, экстрагирлеуші компоненттерді, оны ішінде марганец ос тотыы мен сутегі асын тотыыны ерітіндісі жне комплекс тзуші калий иодидіні атысуымен тотытырып ккірт ышылды іріктеп еріту процессіні жруімен ерекшеленеді.

SUMMARY Combined No cyanide Technology processing of clay gold ore Crust erosion The work is devoted to solving problems extracting free of inclusions and the associated gold from mineral–carrier of gold ores in clay сrusts erosion.

The object of study - clay gold-ore deposits of the weathering crust Kazkuduk of territory Zhartas containing finely dispersed gold, distributed mostly in fine-grained and clay fractions slimy ore, and associated with metal sulfides, the breeding part of the ore - a mineral crystal and gold - the aluminide.

Objective - development of a combined clean no cyanide and cost-effective technology for processing gold ores clayey weathering crust.

Basic scientific results:

1. Using the method of thermal processing samples for the first time a semi quantitative analysis by X-ray discovery of new minerals - gold aluminides - AuAl2 and Au8Al3.

2. The method of Temkin - Schwartzman calculated the Gibbs energy of dissolution reaction of gold and its aluminides at temperatures of 25-150 0C, and gold minerals (chalcopyrite, cuprite) at temperatures of 25-100 0C in sulfuric acid in the presence of pyrolusite. First established:

– A favorable course of these reactions dissolution of chalcopyrite, cuprite at temperatures of 25-100 0C;

– Sequence (left to right) the oxidation and dissolution of gold minerals: cuprite, chalcopyrite;

– The formation of complex compounds: H[AuSO4] and H[Au(SO4)2] on the oxidation and dissolution of gold and its aluminide – AuAl2 at temperatures of 25-150 0C, the formation of complex compound – H[Au(SO4)2] on the oxidation and dissolution of gold at temperatures of 110-150 0C and aluminide – Au8Al3 – at temperatures of 90-150 0C.

3. Diagrams Purbe systems Au - H2SO4 - MnO2 - H2O, FeS2 - H2SO4 - MnO2 - H2O, ZnS - H2SO4 - MnO2 - H2O, CuFeS2 - H2SO4 - MnO2 - H2O, CuS - H2SO4 - MnO2 - H2O, aluminides Au - H2SO4 - MnO2 - H2O at 25, 60, 80 and 100 0C. It was shown that in systems CuFeS2 - H2SO4 - MnO2 - H2O, CuS - H2SO4 - MnO2 - H2O, aluminides Au H2SO4 - MnO2 - H2O with increasing temperature of the shift of the stability of soluble forms of Au, aluminides Au, CuS, CuFeS2 in the region acidic environments, which is associated with exposure to pyrolusite, and a sharp reduction in the capacity of their dissolution in an alkaline environment due to the formation of additional oxidizer permanganate anion.

4. Experimental studies to determine the current-voltage characteristics of the dissolution of gold cathode under acidic and alkaline solutions in the presence of manganese dioxide is established gold dissolution under the influence of pyrolusite at 60, 80 and 100 0C, or in strongly acidic (pH = 1) or strongly alkaline medium (pH = 10-12), which is confirmed by decline in the capacity of gold dissolution in strongly acidic (pH = 1) from 1,7 V up to 1,0-1,1 V;

in strongly alkaline medium (pH = 10 - 12) from 1,0 V up to 0,2-0,4 V.

5. In the process of gravity separation in locks a large fraction of ore grade "-40 + mm" in the experimental-industrial conditions was obtained gravitation component weighing 196.8 tons, containing 17 kg of 16 g (or 86 g/t), which exceeds the standard requirements of TU 98 RK 14-98 to the product - "gravity concentrate in 1,7 times.

6. In the process of gravity separation in centrifugal hydro concentrate mixture of the fine fraction of the investigated ore and tailings gravity separation in the gateway to the experimental-industrial conditions was obtained gravi concentrate mass of 207.5 tons of content in it 707 g / t gold (146 kg or 642 g of gold), which exceeds standard requirements of TU 98 RC 14-98 to the product - "gravity concentrate" 11 times.

7. In the experimental-industrial conditions carried out in centrifugal finishing gravi concentrate hydro concentrate. The result obtained schlich gold weighing 0.2424 tons of content in it 64,1%, or 0 155 389 tonnes of gold.

8. In the experimental-industrial conditions received ligature gold fineness 910 to 950, which significantly exceeds the requirements of TU 98 RC-1-93 (Au-85, 7%, Ag-9, 97%, Hg-0,02%, other (Cu, Zn, Pb, Fe) - 4,31%) to the product - the gold ligature "the gold content and corresponds to the impurities (impurities are 4.31%).

9. The kinetics of two-stage process of oxidative leaching of gold tailings of gravity in the first stage in a solution of sulfuric acid in the presence of oxidizer - pyrolusite, in the second stage in a solution of sulfuric acid in the presence of an oxidant - hydrogen peroxide solution and a complexing agent - a solution of potassium iodide or solid potassium iodide.

Established the mechanism and kinetics of the processes of oxidative leaching of components of clay gold-bearing ore weathering crust, described by the equation Roginsky (1 - (1-) 1/3 = a1 / 2 + b) and characterize the flow of processes in the diffusion region and limiting the thickness of the products formed ( elemental sulfur oxides and sulfates of metals).

10. The optimum conditions of oxidative sulfuric acid leaching to ensure maximum extraction of the solution:

- In the first stage of gold tailings gravity separation Au (66,35%), Zn (47,03%), Cu (55,89%), Fe (67,02%), Mn (52,64%): duration Process - 8 hours, the temperature of - C, the concentration of H2SO4 - 30-50%, consumption of MnO2 - 50% by weight source material, the ratio of W: T = 4:1;

Pages: |

| 2 |

Авторефераты диссертаций >> Авторефераты по Металлургии

<< ГЛАВНАЯ | КОНТАКТЫ

АВТОРЕФЕРАТЫ КАНДИДАТСКИХ, ДОКТОРСКИХ ДИССЕРТАЦИЙ

Комбинированная бесцианидная технология переработки глинистых золотосодержащих руд коры выветривания