ИССЛЕДОВАНИЯ ПО ПЕРЕРАБОТКЕ ИЗМЕЛЬЧЕННОГО ЗОЛОТОМЕДНОГО ФЛОТОКОНЦЕНТРАТА МЕТОДОМ СЕРНОКИСЛОТНОГО АТМОСФЕРНОГО ОКИСЛЕНИЯ

Оригинальная статья / Original article УДК 669.213.6

DOI: http://dx.doi.org/10.21285/1814-3520-2020-4-887-895

Исследования по переработке измельченного золотомедного флотоконцентрата методом сернокислотного атмосферного окисления

© Р.Н. Набиулин, А.В. Богородский, С.В. Баликов

АО «Иргиредмет», г. Иркутск, Россия

Резюме: Цель - изучение условий сернокислотного атмосферного окисления измельченного золотомедного флотоконцентрата с получением твердого золотосодержащего продукта, пригодного для извлечения золота цианированием, и максимальный перевод меди в сульфатный раствор с последующим ее выделением в товарный продукт. Объектом исследований явился золотомедный концентрат, основными минералами меди в котором являются халькопирит и теннантит. Эксперименты по атмосферному окислению флотоконцентрата проводились в лабораторном реакторе при температуре 90-95°С в сернокислой среде при использовании в качестве окислителя технического кислорода и воздуха. Для анализа химического состава растворов использовались атомно -абсорбционный, атомно-эмиссионный с индуктивно-связанной плазмой, титриметрический методы анализа. Состав твердых фаз изучен пробирно-гравиметрическим, пробирно-атомно-абсорбционным, химическим методами анализа. В ходе исследований по подбору оптимальных параметров кондиционирования флотоконцентрата перед цианированием выявлено, что крупность частиц материала должна составлять не менее 80% класса -20 мкм, что способствует повышению последующего извлечения золота цианированием на 56,0% и снижению расхода реагента на 21,0 кг/т (в сравнении с прямым цианированием без предварительных обработок). С целью снижения расхода кислорода в процессе атмосферного окисления и увеличения извлечения меди предложена трехстади-альная схема процесса в режиме барботажа воздухом в течение 8 ч, окисления кислородом 2 ч и окисления воздухом 8 ч; при этом извлечение меди в раствор составило 90,1%, золота при последующем цианировании -95,4%, а расход NaCN снизился до 8,1 кг/т. Атмосферное окисление золотомедного флотационного концентрата, предварительно измельченного до крупности частиц 20 мкм, в сернокислой среде путем барботажа пульпы кислородом и воздухом позволяет достигнуть высоких показателей по извлечению меди в сульфатный раствор и золота при цианировании твердого продукта атмосферного окисления с одновременным снижением расхода цианида.

Ключевые слова: сульфидный золотомедный флотоконцентрат, сернокислотное атмосферное окисление, цианирование, элементная сера

Информация о статье: Дата поступления 13 марта 2020 г.; дата принятия к печати 02 июля 2020 г.; дата он-лайн-размещения 31 августа 2020 г.

Для цитирования: Набиулин Р.Н., Богородский А.В., Баликов С.В. Исследования по переработке измельченного золотомедного флотоконцентрата методом сернокислотного атмосферного окисления. Вестник Иркутского государственного технического университета. 2020. Т. 24. № 4. С. 887-895. https://doi.org/10.21285/1814-3520-2020-4-887-895

Study of processing crushed gold-copper flotation concentrate according to the sulphuric acid atmospheric oxidation method

Ruslan N. Nabiulin, Andrey V. Bogorodsky, Stanislav V. Balikov

Irgiredmet JSC, Irkutsk, Russia

Abstract: The study is focused on the conditions of sulphuric acid atmospheric oxidation of crushed gold-copper flotation concentrate for obtaining a solid gold-containing product suitable for gold extraction by cyanidation. Additionally, the scope of the study includes the problem of maximising the transfer of copper into a sulphate solution for subsequent separation into a commercial product. The object of research consisted of a gold-copper concentrate with the main copper minerals represented by chalcopyrite and tennantite. Experiments on atmospheric oxidation of flotation concentrate were carried out in a laboratory reactor at a temperature of 90-95°C in a sulphuric acid medium using industrial oxygen

ISSN 1814-3520

ВЕСТНИК ИРКУТСКОГО ГОСУДАРСТВЕННОГО ТЕХНИЧЕСКОГО УНИВЕРСИТЕТА 2020;24(4):887-895

887

and air as an oxidiser. In order to analyse the chemical composition of solutions, atomic absorption, inductively-coupled plasma atomic emission and titrimetric analysis methods were used. The composition of solid phases was studied by assay-gravimetric, assay-atomic absorption and chemical methods. In the course of research on the selection of optimal parameters for conditioning the flotation concentrate prior to cyanidation, the particle size of the material was revealed to be at least 80% of the class, i.e. -20 pm. This contributes to an increase in the subsequent gold cyanidation recovery by 56.0% and a decrease in reagent consumption by 21.0 kg/t (compared to direct cyanidation without pre-treatments). In order to reduce the oxygen consumption in the process of atmospheric oxidation, as well as to increase the extraction of copper, a three-stage scheme of the process was proposed including air bubbling for 8 h, oxygen oxidation for 2 h and air oxidation for 8 h. In this case, the extraction of copper and gold (with subsequent cyanidation) into solution comprised 90.1 and 95.4%, respectively, with the consumption of NaCN decreased to 8.1 kg/t. Atmospheric oxidation of gold-copper flotation concentrate pre-crushed to a particle size of 20 pm in a sulphuric medium by bubbling the pulp with oxygen and air results in high recovery rates for copper into a sulphate solution and gold during cyanidation of solid product following atmospheric oxidation with simultaneous decrease in cyanide consumption.

Keywords: sulphide gold-copper flotation concentrate, sulphuric acid atmospheric oxidation, cyanidation, elemental sulphur

Information about the article: Received March 13, 2020; accepted for publication July 02, 2020; available online August 31, 2020.

For citation: Nabiulin RN, Bogorodsky AV, Balikov SV. Study of processing crushed gold-copper flotation concentrate according to the sulphuric acid atmospheric oxidation method. Vestnik Irkutskogo gosudarstvennogo tehnicheskogo uni-versiteta = Proceedings of Irkutsk State Technical University. 2020;24(4):887-895. (In Russ.) https://doi.org/10.21285/1814-3520-2020-4-887-895

1. ВВЕДЕНИЕ

Золотомедные руды и концентраты содержат цианисиды, которыми являются минералы меди. При гидрометаллургической переработке таких руд содержание в них 1% меди в соединении с сульфидными минералами увеличивает расход растворителя при цианировании до 30 кг/т. Основными минералами меди в таких продуктах являются халькопирит ОиРе82 и теннантит Ои12А84813.

Для повышения эффективности процесса извлечения драгоценных металлов из золо-томедных сульфидных продуктов необходимо вскрыть сульфиды и снизить к минимуму содержание меди в окисленном продукте перед цианированием, что приведет к повышению извлечения полезных компонентов флотокон-центрата и снижению расхода цианида [1].

Одним из перспективных способов переработки упорного золотомедного флотокон-центрата является атмосферное окисление (АО) при температуре 90-95°С в кислых либо щелочных средах при барботаже пульпы техническим кислородом либо воздухом после предварительного сверхтонкого измельчения флотоконцентрата [2-4].

Целью исследований по сернокислотному атмосферному окислению золотомедного

флотоконцентрата являлось максимальное извлечение меди при окислении (с последующим возможным выделением ее из сернокислых растворов в виде сульфида меди) и золота при последующем цианировании с минимальным расходом реагента [5].

Окисление сульфидов при сернокислом атмосферном окислении протекает по следующему механизму. Пирит при пониженной температуре окисляется с образованием сульфата железа (1) и элементной серы (2), часть которой переходит в серную кислоту [6, 7]:

Ре82 + 3,7502 + 0,5Н2<Э = 0,5Ре2(804)з + 0,5Н2804;

Дв = -1144,02 кДж/моль

Ре82 + 2,2502 + 0,5Н2804 =

= 0,5Ре2(804)з + 0,5Н20 + 8.

Дв = -585,99 кДж/моль

Теннантит также окисляется с образованием элементной серы (3, 4). В раствор переходит медь в виде сульфата так же, как и при выщелачивании халькопирита (5, 6). В твердом продукте остается часть мышьяка в виде скородита, оставшаяся часть образует ортомышьяковую кислоту:

ВЕСТНИК ИРКУТСКОГО ГОСУДАРСТВЕННОГО ТЕХНИЧЕСКОГО УНИВЕРСИТЕТА 2020;24(4):887-89Б

+ 59^2 + 13H2O = = 24CuSO4 + H2SO4 + 8HзAsO4 + S;

ДG = -7648,94 кДж/моль

Cu12As4S1з + 18,5O2 + 7H2SO4 = 12CuSO4 + 4HзAsO4 + H2O + 8S;

ДG = -595,83 кДж/моль

CuFeS2 + O2 + 2H2SO4 = = CuSO4 + FeSO4 + 2S + 2H2O;

ДG = -335,75 кДж/моль

CuFeS2 + 1^2 + 2,5H2SO4 =

= CuSO4 + 0,5Fe2(SO4)з + 2S + 2,5H2O.

ДG = -435,85 кДж/моль

Если в продукте переработки содержится сфалерит (который часто является попутчиком халькопирита), цинк во время выщелачивания переходит в раствор в виде сульфата (7):

ZnS + 0,502 + H2SO4 =

= ZnSO4 + S + H2O.

ДG = -211,26 кДж/моль

2. РЕЗУЛЬТАТЫ ИССЛЕДОВАНИЯ

В ходе минералогического анализа пробы флотационного концентрата содержание пирита составило 21,1%, теннантита - 5,4%, халькопирита - 1,7% и сфалерита - 1,2%. Количество меди в исследуемом продукте находилось на уровне 3,4%, железа - 14,5%, мышьяка - 1,1% и серы - 14,0%.

Данные фазового (рационального) анализа показали следующие формы нахождения золота, содержание которого составило 22,8 г/т: 36% - цианируемое; 40% - ассоциированное с карбонатами, гидроксидами железа

и хлоридами; 18% - ассоциированное с сульфидами; 6% - тонковкрапленное в породообразующие минералы. Расход цианида при прямом цианировании флотоконцентрата без обработок составляет более 30 кг/т, извлечение золота - 36%. Распределение золота по сульфидным минералам представлено в табл. 1: основная доля золота ассоциировано с медными сульфидами, в тен-нантите - 85,5% и халькопирите - 9,0%, а в пирите - 5,4%.

Атмосферное окисление флотационного концентрата проведено в лабораторном кислотостойком реакторе объемом 2 л, температура процесса составляла 90-95оС, начальная концентрация серной кислоты -100 г/дм3. Измельчение флотоконцентрата проводили в бисерной мельнице UFM-1500, спроектированной АО «Иргиредмет» (произведена ООО «Инновация», Россия). Процесс шел при барботаже пульпы кислородом и/или воздухом. Для удаления элементной серы, образовавшейся в АО, на продукте окисления проводили горячую известковую обработку при Ж:Т=4:1 с нагревом до 80900, расход CaO составил 80 кг/т. Цианирование кондиционированного кека проводили в агитационном режиме.

Оценка эффективности процесса определялась по степени окисления сульфидов, выщелачиванию меди в растворы АО и извлечению золота при цианировании [8-14].

Начальные исследования были направлены на возможность использования флото-концентрата без доизмельчения в бисерной мельнице, крупность материала составляла 80% класса -74 мкм, барботаж пульпы осуществлялся техническим кислородом, пода ваемым под атмосферным давлением. Результаты опытов представлены в табл. 2.

Таблица 1. Распределение золота по сульфидным минералам Table 1. Distribution of gold in sulphide minerals_

Наименование минерала Содержание Au, г/т Распределение, %

в минерале в концентрате

Cu12As4S13 64,6 3,51 85,50

CuFeS2 21,3 0,37 9,03

ZnS 0,3 0,00 0,10

FeS2 1,1 0,22 5,38

Итого 13,9 4,10 100

ВЕСТНИК ИРКУТСКОГО ГОСУДАРСТВЕННОГО ТЕХНИЧЕСКОГО УНИВЕРСИТЕТА 2020;24(4):887-89Б

Проведенные исследования по атмосферному окислению флотоконцентрата с исходной крупностью (80% класса -74 мкм) показали невысокое окисление сульфидов. Так, за 24 ч степень окисления пирита составила 5%, теннантита и халькопирита - 52%. Извлечение меди в раствор составило 44%, золота при последующем цианировании -88%.

Следующая серия экспериментов по атмосферному окислению золотомедного флотоконцентрата была проведена с целью исследования зависимости крупности изучаемого материала на извлечение меди в раствор, а также на извлечение золота и расхода растворителя при последующем цианировании. Исследования проведены при продувке пульпы кислородом и воздухом. Общая продолжительность окисления составляла 24 ч.

На рис. 1-3 представлены зависимости извлечения меди в раствор, извлечение золота в процессе цианирования и расход цианида от крупности флотоконцентрата при продувке пульпы кислородом и воздухом.

В ходе исследований выявлено, что использование материала крупностью 80% класса -20 мкм (АО проводилось с барбота-жем кислородом) позволяет достичь высоких показателей по извлечению золота: 95% с расходом NaCN 15,5 кг/т; дальнейшее снижение крупности не приводит к значительному увеличению извлечения металлов. Использование воздуха в процессе окисления позволяет увеличить извлечение меди в сернокислый раствор с 60% до 88% (при крупности измельчения 80% класса -20 мкм), что положительно сказалось на извлечении золота и расходе №ОМ при последующем цианировании [15-17].

В табл. 3 представлены результаты исследований по влиянию продолжительности атмосферного окисления на показатели процесса и степень извлечения золота при последующем цианировании. Исследования проведены на измельченном флотоконцен-трате (80% класса -20 мкм) с продувкой через пульпу технического кислорода и воздуха.

Исходя из полученных результатов, следует, что повышение продолжительности атмосферного окисления способствует увеличению извлечения меди в раствор АО. Однако при одинаковой продолжительности процесса извлечение меди в раствор АО выше при барботаже воздухом, нежели чем при использовании в качестве окислителя технического кислорода.

При цианировании окисленного флото-концентрата извлечение золота на уровне 92% достигается уже при продолжительности АО 2 ч. Дальнейшее увеличение продолжительности атмосферного окисления незначительно увеличивает извлечение золота. Извлечение золота при этом зависит от крупности материала и окислителя: технического кислорода или воздуха. Так, при цианировании измельченного флотоконцентрата до 80% класса -20 мкм после атмосферного окисления с продувкой техническим кислородом извлечение золота составило 92,5%, а после АО с продувкой воздухом - 91,5%.

Продолжительность атмосферного окисления значительно влияет на показатель извлечения меди в сернокислотный раствор. Так, при продолжительности окисления 24 ч извлечение меди в раствор составляет 61% при продувке кислородом и 89% при продувке воздухом. Низкое извлечение меди при продувке техническим кислородом, вероятно,

Таблица 2. Атмосферное окисление золотомедного флотоконцентрата исходной крупности Table 2. Atmospheric oxidation of gold-copper flotation concentrate of original size

Опыт т, ч Окислитель Концентрация в жидкой фазе, г/дм3 Извлечение Cu в раствор АО, % Извлечение Au при цианировании из твердого продукта АО, % Расход NaCN, кг/т

H2SO4 Fe Fe As

1 2 Кислород 100,1 0,3 0,1 0,1 3 75 26,5

2 4 101,8 0,6 0,3 0,1 9 80 26,3

3 6 103,4 0,7 0,4 0,1 18 83 25,9

4 8 105,1 0,8 0,5 0,1 32 85 25,7

5 16 122,8 0,8 0,6 0,2 43 87 25,5

6 24 122,9 0,8 0,7 0,2 44 88 25,4

ВЕСТНИК ИРКУТСКОГО ГОСУДАРСТВЕННОГО ТЕХНИЧЕСКОГО УНИВЕРСИТЕТА 2020;24(4):887-89Б

Рис. 1. Зависимость извлечения меди в сернокислый раствор от крупности частиц флотоконцентрата Fig. 1. Copper extraction into the sulfuric acid solution vs flotation concentrate particle size

Рис. 2. Зависимость извлечения золота в процессе цианирования от крупности частиц флотоконцентрата Fig. 2. Gold recovery vs flotation concentrate particle size under cyanidation

Рис. 3. Зависимость расхода цианида в процессе цианирования от крупности частиц флотоконцентрата Fig. 3. NaCN consumption vs flotation concentrate particle size under cyanidation

ВЕСТНИК ИРКУТСКОГО ГОСУДАРСТВЕННОГО ТЕХНИЧЕСКОГО УНИВЕРСИТЕТА 2020;24(4):887-89Б

Таблица 3. Результаты исследований по атмосферному окислению при различной продолжительности процесса

Table 3. Study results of atmospheric oxidation at various durations of the process

Опыт т, ч Окислитель Концентрация в жидкой фазе, г/дм3 Извлечение Cu в раствор АО, % Извлечение Au при цианировании из твердого продукта АО, % Расход NaCN, кг/т

H2SO4 Fe Fe As

1 2 Воздух 101,1 3,2 1,0 1,1 30,8 82,6 10,1

2 4 105,8 2,6 1,8 1,9 47,8 82,6 10,1

3 8 110,0 2,7 2,7 2,9 70,2 85,5 9,8

4 16 115,5 2,2 3,4 3,7 88,6 90,1 9,5

5 24 116,3 2,3 3,5 3,8 89,4 91,5 9,4

6 2 Технический кислород 117,6 3,9 0,1 0,5 24,5 92,0 12,6

7 4 117,6 3,9 3,0 0,5 40,0 92,1 14,1

8 8 123,5 2,1 3,9 0,6 45,6 92,3 15,2

9 16 132,0 1,8 4,7 0,7 60,0 92,4 15,5

10 24 132,1 1,5 5,3 0,8 61,2 92,5 15,0

связано с образованием сероводорода в процессе окисления, который при взаимодействии с сульфатом меди осаждает медь в виде сульфида, тем самым снижая ее извлечение в раствор [7, 8]. Переосажденная медь в окисленном концентрате увеличивает показатели по расходу цианида при последующем цианировании. Проведенный рентгено-структурный анализ продукта атмосферного окисления при продувке кислородом показал наличие сульфида меди (рис. 4).

С целью снижения расхода технического кислорода в процессе атмосферного окисле-

ния и увеличения извлечения меди проведены исследования по трехстадиальному окислению в следующем режиме: 8 ч окисления воздухом, 2 ч окисления техническим кислородом и 8 ч окисления воздухом (данный режим установлен при проведении исследований в работе [8]). Результаты исследований показали эффективность трехстадиального атмосферного окисления: извлечение меди составило 90,1%, золота (при последующем цианировании) - 95,4%; расход №ОМ составил 8,1 кг/т. Содержание пирита в продукте окисления составляет 18,7%, теннантита -

Рис. 4. Дифрактограмма окисленного концентрата с продувкой кислородом Fig. 4. X-ray diffraction pattern of oxidized concentrate with oxygen lancing

ВЕСТНИК ИРКУТСКОГО ГОСУДАРСТВЕННОГО ТЕХНИЧЕСКОГО УНИВЕРСИТЕТА 2020;24(4):887-89Б

1,2%, халькопирита - 0,4%, и образуется элементная сера до 1% (расчет проведен с учетом выхода твердого продукта 90%, в пересчете на исходный флотоконцентрат) [18-20].

3. ЗАКЛЮЧЕНИЕ

Использование цианидной технологии для переработки сульфидного золотомедно-го флотоконцентрата характеризуется высоким расходом реагентов и низким извлечением золота.

Перспективным гидрометаллургическим способом переработки упорных золотомед-ных концентратов является атмосферное окисление при температуре 90-95°С, где в качестве окислителя используют технический кислород или воздух после сверхтонкого измельчения.

Проведены исследования по атмосферному окислению золотомедного флотокон-центрата при различной крупности материала, продолжительности окисления, продувке техническим кислородом и воздухом.

Для увеличения извлечения золота из флотоконцентрата перед атмосферным окис-

лением необходимо исследуемый материал измельчить до крупности частиц 20 мкм. Измельчение флотоконцентрата до крупности 10 мкм не приводит к значительному увеличению извлечения золота и меди, но увеличивает стоимость переработки концентрата.

Доизмельчение материала до крупности 80% класса -20 мкм перед атмосферным окислением, по сравнению с прямым цианированием концентрата без обработок, позволяет увеличить извлечение золота до 92% при использовании технического кислорода, до 91% - при использовании воздуха, а также снизить расход NaCN до 15,5 кг/т при использовании технического кислорода, до 9,4 кг/т -при использовании воздуха при цианировании окисленного продукта.

Атмосферное окисление золотомедного флотоконцентрата, измельченного до крупности частиц 20 мкм, в течение 8 ч в режиме окисления воздухом, 2 ч - окисления техническим кислородом и 8 ч окисления воздухом позволяет извлечь 90,1% меди (в сернокислотный раствор) и 95,4% золота (при последующем цианировании) с расходом цианида 8,1 кг/т.

Библиографический список

1. Лодейщиков В.В. Технология извлечения золота и серебра из упорных руд: в 2 т. Иркутск: ОАО «Ирги-редмет», 1999. Т. 1. 342 с.; Т. 2. 452 с.

2. Сенченко А.Е. Инновационная технология вскрытия тонко вкрапленного золота из упорного сульфидного сырья на основе сверхтонкого измельчения и атмосферного окисления // VIII Конгресс обогатителей стран СНГ: материалы Междунар. конф. (г. Москва, 28 февраля 2011 г.). М.: Изд-во МИСиС, 2011. С. 291-296.

3. Voigt P., Walker D. The Albion Process™ at the GPM Gold Project - The Success of a Technology // CIM 2018 Convention: Proceedings. 2018. [Электронный ресурс]. URL:

https://www.albionprocess.com/en/downloads/LatestNews /GPM-Gold-Project-in-Armenia.pdf

4. Набиулин Р.Н., Богородский А.В., Баликов С.В., Емельянов Ю.Е. Атмосферное окисление золотомедного флотоконцентрата // Цветные металлы и мине-ралы-2016: сб. тез. докл. VIII Междунар. Конгресса (г. Красноярск, 13-16 сентября 2016 г.). Красноярск, 2016. С. 462-463.

5. Ващенко Г.А., Гудков С.С., Емельянов Ю.Е., Елшин

B.В., Богородский А.В. Совершенствование технологии переработки золотосодержащей руды Березняков-ского месторождения // Обогащение руд. 2014. № 6.

C. 7-10.

6. Чантурия В.А., Вигдергауз В.Е. Электрохимия суль-

фидов. Теория и практика. М.: Изд. дом «Руда и металлы», 2008. 242 с.

7. Набойченко С.С., Ни Л.П., Шнеерсон Я.М., Чугаев Л.В. Автоклавная гидрометаллургия цветных металлов. Екатеринбург: ГОУ УГТУ-УПИ, 2002. 940 с.

8. Nabiulin R.N., Bogorodsky A.V., Balikov S.V., Emel-yanov Yu.E. Atmospheric oxidation of a gold-copper flotation concentrate // IMPC 2018 - 29th International Mineral Processing Congress (Moscow, 17-21 September 2018). Montreal: Canadian Institute of Mining, Metallurgy and Petroleum, 2019. P. 2515-2521.

9. Ochromowicz K., Chmielewski T. Solvent extraction in hydrometallurgical processing of polish copper concentrates // Physicochemical Problems Mineral Processing. 2011. No. 46. Р. 207-218.

10. Tinkler O., Shiels D., Soderstrom M. The ACORGA OPT series: comparative studies against aldoxime: ketox-ime reagents. Hydrometallurgy Conference 2009 (Cape Town, 6-7 April 2009), Cape Town: The Southern African Institute of Mining and Metallurgy, 2009. Р. 273-281.

11. Аксёнов А.В., Васильев А.А. Способ вскрытия тон-ковкрапленного золота из упорного сульфидного сырья на основе сверхтонкого измельчения и атмосферного окисления // Перспективы развития, экологии и автоматизации химических, пищевых и металлургических производств: матер. науч.-практ. конф. (г. Иркутск, 19-20 апреля 2009 г.). Иркутск: Изд-во ИрГТУ, 2009. С. 9-11.

ВЕСТНИК ИРКУТСКОГО ГОСУДАРСТВЕННОГО ТЕХНИЧЕСКОГО УНИВЕРСИТЕТА 2020;24(4):887-89Б

12. Saloojee F., Crudwell F.K, Thobejane T., Du Preez N.B. A comparison of hydrometallurgical routes for treating copper sulfide concentrates // Copper Cobalt Africa: 8th Southern African Base Metals Conference (Livingstone, 6-8 July 2015). Livingstone, 2015. P. 20.

13. Aguirre C.L., Toro N., Carvajal N., Watling H., Aguirre C. Leaching of chalcopyrite (CuFeS2) with an imidazolium-based ionic liquid in the presence of chloride // Minerals Engineering. 2016. Vol. 99. P. 60-66. https://doi.org/10.1016/j.mineng.2016.09.016

14. Рахманов О.Б., Аксёнов А.В., Минеев Г.Г., Солихов М.М., Шомуродов Х.Р. Поиск рациональной технологии переработки упорных золотосодержащих руд с тонковкрапленным золотом месторождения «Иккеже-лон» (Северный Таджикистан) // Вестник Иркутского государственного технического университета. 2017. Т. 21. № 6. С. 119-127. https://doi.org/10.21285/1814-3520-2017-6-119-127

15. Xu Bin, Yang Yongbin, Li Qian, Jiang Tao, Liu Shiqian, Li Guanghui. The development of an environmentally friendly leaching process of a high C, As and Sb bearing sulfide gold concentrate // Minerals Engineering. 2016. Vol. 89. P. 138-147. https://doi.org/10.1016/j.mineng.2016.01.011

16. Богородский А.В., Баликов С.В., Емельянов Ю.Е., Копылова Н.В. Автоклавное окисление сульфидных золотосодержащих концентратов // Цветные металлы. 2011. № 4. С. 68-72.

17. Fleuriault C.M., Anderson C.G., Shuey S. Iron Phase Control during Pressure Oxidation at Elevated Temperature // Minerals Engineering. 2016. Vol. 98. P. 161-168. https://doi.org/10.1016/j.mineng.2016.08.007

18. Rabieh A., Albijanic B., Eksteen J.J. A review of the effects of grinding media and chemical conditions on the flotation of pyrite in refractory gold operations // Minerals Engineering. 2016. Vol. 94. P. 21-28. https://doi.org/10.1016/j.mineng.2016.04.012

19. Murthy D.S.R., Kumar V., Rao K.V. Extraction of gold from an Indian low-grade refractory gold ore through physical beneficiation and thiourea leaching // Hydrometallurgy. 2003. Vol. 68. Issues 1-3. P. 125-130.

https://doi.org/10.1016/S0304-386X(02)00197-4

20. O'Connor C.T., Dunne R.C. The flotation of gold bea ring ores - A review // Minerals Engineering. 1994. Vol. 7. Issue 7. P. 839-849.

https://doi.org/10.1016/0892-6875(94)90128-7

References

1. Lodeyshchikov VV. Technology of Gold and Silver Recovery from Refractory Ores: in 2 vol. Irkutsk: OAO «Ir-giredmet»; 1999, vol. 1, 342 p.; vol. 2, 452 p.

2. Senchenko AE. Innovative Technology of Finely Disseminated Gold Extraction from Sulphide Materials by Ultrafine Grinding and Atmospheric Oxidation. In: VIII Kongress obogatitelej stran Sodruzhestva Nezavisimyh Gosudarstv: materialy mezhdunarodnoj konferencii = XII CIS Congress of Ore Dressing Companies: Proceedings of the International Conference 28 February 2011, Moscow. Moscow: MISIS; 2011, p. 291-296.

3. Voigt P, Walker D. The Albion Process™ at the GPM Gold Project - The Success of a Technology. In: Proceedings of CIM 2018 Convention. 2018. Available from: https://www.albionprocess.com/en/downloads/LatestNews /GPM-Gold-Project-in-Armenia.pdf [Accessed 25th February 2020].

4. Nabiulin RN, Bogorodsky AV, Balikov SV, Emelyanov YuE. Atmospheric Oxidation of a Gold-Copper Float Concentrate. In: Tsvetnye metally I mineraly 2016: Sbornik tezisov dokladov VIII mezhdunarodnogo kongressa = Non-Ferrous Metals & Minerals 2016: Proceedings of VIII International Congress. 13-16 September 2016, Krasnoyarsk. Krasnoyarsk; 2016, p. 462-463.

5. Vashchenko GA, Gudkov SS, Emelyanov YuE, Elshin V.V., Bogorodsky AV. The Bereznyakovskoye Deposit Gold Ore Processing Technology Improvement. Obo-gashcheniye rud. 2014;6:7-10.

6. Chanturiya VA, Vigdergauz VE. Electrochemistry of Sulfides. Theory and Practice of Flotation. Moscow: Ruda

i metally; 2008, 242 p.

7. Naboychenko SS, Ni LP, Shneerson YaM, Chugaev LV. Pressure Hydrometallurgy of Non-Ferrous Metals. Ekaterinburg: Ural State Technical University - Ural Polytechnic Institute; 2002, 940 p.

8. Nabiulin RN, Bogorodsky AV, Balikov SV, Emelyanov YuE. Atmospheric Oxidation of a Gold-Copper Flotation Concentrate. In: IMPC 2018 - 29th International Mineral Processing Congress. 17-21 September, Moscow. Montreal: Canadian Institute of Mining, Metallurgy and Petroleum; 2019, p. 2515-2521.

9. Ochromowicz K, Chmielewski T. Solvent Extraction in Hydrometallurgical Processing of Polish Copper Concentrates. Physicochemical Problems Mineral Processing. 2011;46:207-218.

10. Tinkler O, Shiels D, Soderstrom M. The ACORGA OPT Series: Comparative Studies against Aldoxime: Ke-toxime Reagents. In: Hydrometallurgy Conference. 6-7 April 2009, Cape Town. Cape Town: The Southern African Institute of Mining and Metallurgy; 2009, p. 273-281.

11. Aksenov AV, Vasilyev AA. Method of Finely Disseminated Gold Extraction from Refractory Sulfide Raw Materials using Ultrafine Grinding and Atmospheric Oxidation. In: Perspektivy razvitiya, ekologii i avtomatizatsii khimich-eskikh, pishchevykh i metallurgicheskikh proizvodstv = Prospects for Further Development, Ecology and Automation of Chemical, Food and Metallurgical Productions: Proceedings of Conference. 19-20 April 2009, Irkutsk. Irkutsk: Irkutsk State Technical University; 2009, p. 9-11.

12. Saloojee F, Crudwell FK, Thobejane T, Du Preez NB. A Comparison of Hydrometallurgical Routes for Treating Copper Sulfide Concentrates.In: Copper Cobalt Africa: Proceedings of 8th Southern African Base Metals Conference. 6-8 July 2015, Livingstone. Livingstone; 2015, p. 20.

13. Aguirre CL, Toro N, Carvajal N, Watling H, Aguirre C. Leaching of Chalcopyrite (CuFeS2) with an Imidazolium-based Ionic Liquid in the Presence of Chloride. Minerals Engineering. 2016; 99:60-66. https://doi.org/10.10167j.mineng.2016.09.016

ВЕСТНИК ИРКУТСКОГО ГОСУДАРСТВЕННОГО ТЕХНИЧЕСКОГО УНИВЕРСИТЕТА 2020;24(4):887-89Б

14. Rakhmanov OB, Aksenov AV, Mineev GG, Solihov MM, Shomurodov KhR. Search for Rational Technologies to Process Refractory Gold Ores with Finely Disseminated Gold from the Ikkijelon Deposit (North Tajikistan). Vestnik Irkutskogo gosudarstvennogo tehnicheskogo universiteta = Proceedings of Irkutsk State Technical University. 2017;21(6):119-127. (In Russ.) https://doi.org/10.21285/1814-3520-2017-6-119-127

15. Xu Bin, Yang Yongbin, Li Qian, Jiang Tao, Liu Shiqi-an, Li Guanghui. The Development of an Environmentally Friendly Leaching Process of a High C, As and Sb bearing Sulfide Gold Concentrate. Minerals Engineering. 2016;89:138-147.

https://doi.org/10.1016/j.mineng.2016.01.011

16. Bogorodskiy AV, Balikov SV, Emelyanov YuE, Kopy-lova NV. Autoclave Oxidation of Sulphide Gold-Bearing Concentrates. Tsvetnye metally. 2011:4;68-72.

17. Fleuriault CM, Anderson CG, Shuey S. Iron Phase

Критерии авторства

Набиулин Р.Н., Богородский А.В., Баликов С.В. заявляют о равном участии в получении и оформлении научных результатов и в равной мере несут ответственность за плагиат.

Control during Pressure Oxidation at Elevated Temperature. Minerals Engineering. 2016;98:161-168. https://doi.Org/10.1016/j.mineng.2016.08.007

18. Rabieh A, Albijanic B, Eksteen JJ. A Review of the Effects of Grinding Media and Chemical Conditions on the Flotation of Pyrite in Refractory Gold Operations. Minerals Engineering. 2016;94:21-28. https://doi.org/10.1016Zj.mineng.2016.04.012

19. Murthy DSR, Kumar V, Rao KV. Extraction of Gold from an Indian Low-Grade Refractory Gold Ore through Physical Beneficiation and Thiourea Leaching. Hydromet-allurgy. 2003;68(1-3): 125-130.

https://doi.org/10.1016/S0304-386X(02)00197-4

20. O'Connor CT, Dunne RC. The Flotation of Gold Bea ring Ores - A Review. Minerals Engineering. 1994;7(7):839-849.

https://doi.org/10.1016/0892-6875(94)90128-7

Authorship criteria

Nabiulin R.N., Bogorodsky A.V., Balikov S.V. declare equal participation in obtaining and formalization of scientific results and bear equal responsibility for plagiarism.

Конфликт интересов

Авторы заявляют об отсутствии конфликта интересов.

Все авторы прочитали и одобрили окончательный вариант рукописи.

СВЕДЕНИЯ ОБ АВТОРАХ

Набиулин Руслан Нурлович,

научный сотрудник лаборатории металлургии, АО «Иргиредмет»,

664025, г. Иркутск, б-р Гагарина, 38, Россия; [XI e-mail: nabiulinrus@mail.ru

Богородский Андрей Владимирович,

кандидат технических наук, старший научный сотрудник, АО «Иргиредмет»,

664025, г. Иркутск, б-р Гагарина, 38, Россия; e-mail: bav@irgiredmet.ru

Баликов Станислав Васильевич,

доктор технических наук, главный научный сотрудник, АО «Иргиредмет»,

664025, г. Иркутск, б-р Гагарина, 38, Россия; e-mail: balikov@irgiredmet.ru

Conflict of interests

The authors declare that there is no conflict of interests regarding the publication of this article.

The final manuscript has been read and approved by all the co-authors.

INFORMATION ABOUT THE AUTHORS Ruslan N. Nabiulin,

Researcher of the Laboratory of Metallurgy, Irgiredmet JSC, Irkutsk, 38, Gagarin Blvd, Irkutsk 664025, Russia; I I e-mail: nabiulinrus@mail.ru

Andrey V. Bogorodsky,

Cand. Sci. (Eng.), Senior Researcher, Irgiredmet JSC, Irkutsk, 38, Gagarin Blvd, Irkutsk 664025, Russia; e-mail: bav@irgiredmet.ru

Stanislav V. Balikov,

Dr. Sci. (Eng.),

Chief Researcher,

Irgiredmet JSC, Irkutsk,

38, Gagarin Blvd, Irkutsk 664025, Russia;

e-mail: balikov@irgiredmet.ru

ВЕСТНИК ИРКУТСКОГО ГОСУДАРСТВЕННОГО ТЕХНИЧЕСКОГО УНИВЕРСИТЕТА 2020;24(4):887-89Б