Сернокислотное выщелачивание меди и свинца из золотосодержащих катодных осадков

Оригинальная статья / Original article УДК 669.2

DOI: http://dx.d0i.0rg/l 0.21285/1814-3520-2019-5-1023-1031

Сернокислотное выщелачивание меди и свинца из золотосодержащих катодных осадков

© В.В. Жмурова

Иркутский национальный исследовательский технический университет, г. Иркутск, Россия

Резюме: Цель - изучение химического состава катодных осадков, получаемых при переработке золотосодержащих руд по цианисто-сорбционной технологии; проведение экспериментальных исследований по сернокислотному выщелачиванию меди и свинца из золотосодержащих катодных осадков; рассмотрение влияния концентрации серной кислоты на степень перехода меди и свинца в раствор. Использовались для математической обработки экспериментальных данных метод корреляционного анализа, для изучения химического состава осадков -атомно-абсорбционный анализ, рентгеноспектральный микроанализ. Изучен химический состав катодных осадков; установлено, что основными примесями (оказывающими влияние на их дальнейшую аффинажную переработку) являются медь и свинец, которые необходимо удалять перед последующим получением сплава лигатурного золота. Проведены экспериментальные исследования по сернокислотной обработке катодных осадков, показавшие следующие результаты: степень перехода меди в раствор - 45,98%, свинца - 3,65%, оптимальная концентрация серной кислоты - 165,4 кг/м3. Результаты сернокислотного выщелачивания примесей из катодных осадков показали низкую эффективность, т.к. свинец не удалось извлечь в раствор по причине пассивации его поверхности пленкой PbSO4. При математической обработке экспериментальных данных методом корреляционного анализа установлено, что концентрация серной кислоты влияет на степень перехода меди и свинца в раствор.

Ключевые слова: катодные осадки, сернокислотное выщелачивание, примеси, лигатурное золото, корреляционный анализ, медь, свинец

Информация о статье: Дата поступления 22 августа 2019 г.; дата принятия к печати 19 сентября 2019 г.; дата онлайн-размещения 31 октября 2019 г.

Для цитирования: Жмурова В.В. Сернокислотное выщелачивание меди и свинца из золотосодержащих катодных осадков. Вестник Иркутского государственного технического университета. 2019. Т. 23. № 5. С. 1023-1031. https://doi.org/10.21285/1814-3520-2019-5-1023-1031

Sulfuric acid leaching of copper and lead from gold-bearing cathode deposits

Viktoria V. Zhmurova

Irkutsk National Research Technical University, Irkutsk, Russia

Abstract: The purpose of the paper is to study the chemical composition of cathode deposits obtained at gold-bearing ore processing by the cyanide-sorption technology; to conduct experimental studies of the sulfuric acid leaching of copper and lead from gold-bearing cathode deposits; to consider the effect of sulfuric acid concentration on the transition degree of copper and lead into solution. Mathematical processing of experimental data is performed by the correlation method. Chemical composition of the cathode deposits is studied by the atomic absorption analysis and X-ray spectral microanalysis. Having studied the chemical composition of the cathode deposits the main impurities influencing their further refining is identified. They are copper and lead, which should be removed before the following production of base gold bullion. The results of the experimental studies on sulfuric acid treatment of cathode deposits are as follows: the transition degree of copper into solution is 45.98%, lead - 3.65%, the optimal concentration of sulfuric acid is 165.4 kg/m3. The results of sulfuric acid leaching of impurities from the cathode deposits appears to be of low efficiency as lead can not be extracted into the solution due to the passivation of its surface with PbSO4 film. The mathematical processing of experimental data by the correlation analysis has showed that the concentration of sulfuric acid affects the degree of copper and lead transition into the solution.

Keywords: cathode deposits, sulfuric acid leaching, impurities, base gold, correlation analysis, copper, lead

Information about the article: Received August 22, 2019; accepted for publication September 19, 2019; available online October 31, 2019.

0

For citation: Zhmurova VV. Sulfuric acid leaching of copper and lead from gold-bearing cathode deposits. Vestnik Ir-kutskogo gosudarstvennogo tehnicheskogo universiteta = Proceedings of Irkutsk State Technical University. 2019;23(5): 1023-1031. (In Russ.) https://doi.org/10.21285/1814-3520-2019-5-1023-1031

1. ВВЕДЕНИЕ

Россия является одним из лидеров по добыче и производству золота. Однако истощение запасов (богатых по содержанию золота и серебра) руд приводит к необходимости вовлечения в переработку комплексных золотополиметаллических рудных источников, различных отходов, содержащих драгоценные металлы, с применением как традиционных, так и новых технологий [1-8].

Конечной продукцией большинства золотоизвлекательных фабрик является сплав лигатурного золота, который в последующем отправляется на аффинажную переработку. Чем выше массовая доля золота и серебра в нем, тем ниже будет стоимость аффинажных услуг и выше извлечение золота. Исходным сырьем для сплава золота и серебра являются катодные осадки (КО), образующиеся путем десорб-

ции угля и электролиза растворов, полученных по цианисто-сорбционной технологии при переработке золотосодержащих руд (рис. 1). Данные материалы помимо драгоценных металлов содержат также Си, гп, Ре, РЬ, 8102, СаО и др.1 [9, 10]. Наличие в КО примесных металлов приводит к несоответствию ТУ 117-2-3-78 «Золото катодное на углеграфитной основе» их химического состава, а также возникновению следующих проблем: недостоверному опробованию сплава при приемной плавке, возникновению аффинажной разницы выше установленных пределов, повышенной стоимости аффинажных услуг в случае содержания свинца выше 5% и т.д. [11]. Таким образом, для снижения затрат на аффинаж необходимо повысить содержание Аи и Ад. Одним из способов повышения качества продуктов, содержащих драгоценные металлы, является кислотное выщелачивание примесей из них [12, 13].

руда

Рудоподготовка V

Сорбционное выщелачивание уголь пульпа

Ф ф

Кислотная обработка Фильтрация

раствор кек

I е

Сорбция_на уголь Складирование

Десорбция и электролиз

i I

уголь катодный осадок

ф Ф

Реактивация Сушка

I Ф

Возврат в процесс Плавка

золото лигатурное

Рис. 1. Технологическая схема переработки золотосодержащих руд Fig. 1. Flow diagram of gold ore processing

1Масленицкий И.Н., Чугаев Л.В., Борбат В.Ф., Никитин М.В., Стрижко Л.С. Металлургия благородных металлов: учебник. Изд-е 2. М.: Металлургия. 1987. 432 с.

Состав КО зависит в первую очередь от примесей, находящихся в руде, которые при выщелачивании переходят в раствор совместно с драгоценными металлами. Содержание золота в катодных осадках варьируется от 10 до 80%, что сказывается в дальнейшем на качестве извлеченных из них сплавов лигатурного золота, для получения которых используется технология плавки с флюсами: добавляется 3040% по массе кальцинированной соды и 50% технической буры. Иногда для окисления содержащихся в катодных осадках железа, меди и других металлов добавляют до 10% селитры [14]. Тяжелые цветные металлы, такие как Cu, Pb, Zn и другие, при плавке переходят в золотосеребряный слиток. Для повышения содержания драгоценных металлов в сплаве лигатурного золота, снижения стоимости последующего аффинажа предложен способ сернокислотного выщелачивания примесей из катодных осадков [15].

2. МАТЕРИАЛЫ И МЕТОДЫ ИССЛЕДОВАНИЯ

Химический состав образца исходного катодного осадка, полученного при переработке золотосодержащей руды одного из месторождений Амурской области, определялся атомно-абсорбционным методом на оптико-эмиссионном спектрометре VARIAN 730-ES («CCS Services», Швейцария), представленном в табл.1.

На карте распределения характерного рентгеновского излучения (полученной

при изучении образца катодного осадка рентгеноспектральным микроанализом на микроанализаторе иХА-8200 фирмы «иЕ0Ь>, Япония) показано, что элементы, присутствующие в исследуемой пробе, не образуют друг с другом соединений, что позволяет использовать методы кислотного выщелачивания для их разделения (рис. 2).

Из данных табл. 1 и рис. 2 очевидно, что основными примесями в катодных осадках являются медь и свинец, другие элементы не оказывают значительного влияния на получение из КО сплава лигатурного золота, т.к. включают в себя оксиды, при плавке переходящие в шлак.

Для экспериментов использовались растворы Н2804 (с концентрацией от 51,6 до 697,5 кг/м3), с которыми большинство металлов (Си, РЬ, Ре, гп), находящихся в катодном осадке, образуют растворимые соединения2,3. Масса навески составляла 100 г; продолжительность выщелачивания - 2 ч; Ж:Т = 3:1. Исследования осуществлялись в двух параллельных пробах. После проведения выщелачивания кек промывался водой, высушивался и (совместно с растворами) анализировался на содержание меди и свинца.

3. РЕЗУЛЬТАТЫ ИССЛЕДОВАНИЯ

По результатам данных химического состава кеков выщелачивания и растворов был произведен расчет степени перехода меди и свинца в раствор. Результаты расчетов представлены в табл. 2.

Химический состав исходного катодного осадка

Chemical composition of the initial cathode deposit

Таблица 1

Table 1

Содержание, % масс.

Au Ag Cu Zn Pb Fe Прочие примеси

21,5 20,9 41,3 0,8 4,6 1,3 9,6*

Примечание/Note: * - неметаллические примеси (SiO2, CaO и др.)/ Non-metallic impurities (SiO2, CaO and others).

2

Худяков И.Ф., Кляйн С.Э., Агеев Н.Г. Металлургия меди, никеля, сопутствующих элементов и проектирование цехов: учебник. М.: Металлургия, 1993. 431 с.

3Валиев Х.Х., Романтеев Ю.П. Металлургия свинца, цинка и сопутствующих металлов: учебник. Алматы: Айкос, 2000. 441 с.

Рис. 2. Карта распределения характеристического рентгеновского излучения образца катодного осадка, полученного при переработке золотосодержащей руды Амурской области Fig. 2. Distribution map of the characteristic x-ray radiation of a cathode deposit sample obtained when processing the gold-bearing ore from the Amur region

Таблица 2

Степень перехода меди и свинца в раствор

Table 2

_Degree of copper and lead transition into solution_

№ опыта Степень перехода элементов в раствор, % масс. о Концентрация H2SO4, кг/м3

Cu Pb

1 30,50 2,47 51,6

2 32,43 3,12 106,6

3 45,98 3,65 165,4

4 17,94 0,32 227,9

5 5,00 0,32 365,6

6 21,40 0,74 521,1

7 11,81 0,62 697,5

Из данных табл. 2 видно, что максимальная степень перехода меди в раствор (45,98%) наблюдалась при концентрации серной кислоты 165,4 кг/м3; дальнейшее увеличение концентрации растворителя не привело к росту выщелачивания меди из катодных осадков. Таким образом, для удаления меди из золотосодержащих ка-

тодных осадков наиболее целесообразно использовать разбавленные растворы серной кислоты. Степень перехода свинца в раствор низкая - не превысила 2%; свинец не удалось извлечь в раствор по причине пассивации его поверхности пленкой РЬЭ04, это отражено в специализированных источниках4 [16].

4Романтеев Ю.П., Федоров А.Н., Быстров С.В., Комков А.А. Металлургия свинца: учеб. пособие. М.: МИСиС, 2005. 215 с.

4. КОРРЕЛЯЦИОННЫМ АНАЛИЗ ПОЛУЧЕННЫХ ЭКСПЕРИМЕНТАЛЬНЫХ ДАННЫХ И ИХ ОБСУЖДЕНИЕ

Применение методов математической статистики и приемов моделирования позволяют сократить время эксперимента, делают его целенаправленным и организованным, способствуют надежности полученных результатов [17]. Математическая задача - статистическая обработка результатов химического эксперимента, а также отбор значимых факторов.

Целью корреляционного анализа является проверка наличия корреляции между извлечением меди и свинца, а также концентрации серной кислоты в растворе. Оценка наличия корреляции осуществляется при помощи коэффициента корреляции, который необходимо определить, а также найти уравнение регрессии, связывающее эти величины5. Корреляционный анализ состоит из нескольких этапов.

Строим графики зависимости извлечения меди (У1) и свинца (У2) от концентрации серной кислоты (X) (рис. 3).

Из данных рис. 3 очевидно, что из-

влечение меди возрастает с ростом концентрации кислоты, достигая максимума при 165,4 г/дм3, затем при увеличении концентрации извлечение меди падает, свинец практически нерастворим в серной кислоте.

1. Проводим расчеты средних значений, где X - концентрация серной кислоты, У - степень перехода элемента в раствор. Данные расчетов представлены в табл. 3.

2. Проводим проверку расчетов по следующей формуле:

T- 1 (x + у) 2= Ц ix2i +T-1 xi-yi +T-1У2i.

Для меди:

1066358 = 985041,67 + 2 • 37991,85 + 5332,63, 1066358=1066358.

Для свинца: 989215,62=985041,67+ +2-2071,84+30,27, 989215,6 = 989215,6.

35

50,

в

а 45, о

тн 40, е м е

« 30 re ei до

о m 25 X н  u on а я 20 ер

Si 15

оЗ 10 с

е

т5 О 5

00 00 00 00 00 00 00 00 00 00 00

медь свинец

51,65 106,6 165,4 227,9 365,6 521,1 697,5 Концентрация серной кислоты, кг/м3

Рис. 3. Зависимость степени перехода в раствор меди, свинца от концентрации серной кислоты Fig. 3. Dependence of the degree of copper and lead transition into solution on sulfuric acid concentration

5Короткова Е.И. Планирование и организация эксперимента: учеб. пособ. Томск: Изд-во ТПУ, 2010. 122 с.

Таблица 3

Расчеты средних значений данных

Table 3

Average data calculations

Медь

№ опыта X Y Х2 Y2 XY X+Y (X+Y)2

1 51,65 31,17 2667,72 971,56 1609,93 82,82 6859,16

2 106,6 32,43 11363,56 1051,70 3457,04 139,03 19329,35

3 165,4 48,79 27357,16 2380,46 8069,86 214,19 45877,36

4 227,9 17,93 51938,41 321,49 4086,24 245,83 60432,41

5 365,6 4,99 133663,36 24,90 1824,34 370,59 137336,96

6 521,1 21,39 271545,21 457,53 11146,39 542,49 294295,41

7 697,5 11,18 486506,25 124,99 7798,05 708,68 502227,35

ХД 305,10 23,98 - - - - -

I 2136,05 167,88 985041,67 5332,63 37991,85 2303,63 1066358

Свинец

№ опыта X Y Х2 Y2 XY X+Y (X+Y)2

1 51,65 2,47 2667,72 6,10 127,57 54,12 2928,97

2 106,6 3,12 11363,56 9,73 332,59 109,72 12038,47

3 165,4 3,65 27357,16 13,32 603,71 169,05 28577,90

4 227,9 0,32 51938,41 0,10 72,92 228,22 52084,36

5 365,6 0,32 133663,36 0,10 116,99 365,92 133,897,44

6 521,1 0,74 271545,21 0,54 385,61 521,84 272316,98

7 697,5 0,62 486506,25 0,38 432,45 698,12 487371,53

ХД 305,10 1,60 - - - - -

I 2136,05 11,24 985041,67 30,27 2071,84 2146,99 989215,65

3. Рассчитываем стандартные отклонения случайных величин по формулам (табл. 4):

Sx

_ IZIL i(X-x)2.

71-1

Sy =

Zr=i(y-y)2

n-1

4. Определяем выборочный коэффициент корреляции по формуле (табл. 5):

*_ Ц= i(x -)  СУ -Я

(и - 1) -Sx-Sy '

Проверяем нулевую гипотезу (близость выборочного коэффициента корреляции к генеральному), табл. 6.

и - ^ > 0'

Доверительный интервал коэффициента корреляции: для меди - 0,37; для свинца - 0,15. Зависимость близка к линейной.

5. Оцениваем уравнение линейной регрессии и рассчитываем коэффициенты уравнения (табл. 7).

Так как 0,29 и 0,63 > 0, зависимость между величинами Х и У существует. Определяем линейный коэффициент регрессии по следующей формуле:

rSy

ai = —'

1 Sx

Выборочный коэффициент корреляции связан с уравнением линейной регрессии соотношением (табл. 8):

(у-y) = ai(x-x).

1028

ISSN 1814-3520

Таблица 4 Стандартные отклонения случайных величин

Table 4

Standard deviations of rand !om variables

Компонент Sx Sy

Cu 235,71 14,46

Pb 235,71 1,43

Таблица 5 Выборочный коэффициент корреляции

Table 5

Sample correlation coefficient

Таблица 6 Генеральный коэффициент корреляции

Table 6

General correlation coefficient

Таблица 7 Линейный коэффициент регрессии

Table 7

Linear regression coefficient

Таблица 8 Уравнение линейной регрессии

Table 8

Linear regression equation

Компонент Уравнение

Cu У = -0,040* + 36,18

Pb У = 0,005 X + 3,12

5. ЗАКЛЮЧЕНИЕ

При изучении химического состава катодных осадков было установлено, что основными примесями, усложняющими последующую аффинажную переработку, являются медь и свинец, которые необходимо предварительно удалять. В связи с тем, что данные элементы не образуют химических соединений с Аи и Ад, целесообразно использовать кислотные методы их выщелачивания.

Серную кислоту рационально применять для выщелачивания меди (степень извлечения составила 45,98%) из золотосодержащих КО, полученных при электролизе в результате переработки руд по циа-нисто-сорбционной технологии6; степень перехода свинца в раствор низкая (3,65%) за счет, согласно литературным данным, пассивации поверхности свинца малорастворимым сульфатом свинца [18]. На основании математической обработки методом корреляционного анализа экспериментальных данных по выщелачиванию меди и свинца из золотосодержащих катодных осадков растворами серной кислоты можно сделать вывод о том, что степень перехода меди и свинца в раствор зависит от концентрации растворителя; были получены уравнения линейной регрессии. Для совместного извлечения меди и свинца из золотосодержащих катодных осадков необходим подбор другого растворителя, на что и направлены наши дальнейшие исследования.

Компонент а1

Cu -0,040

Pb 0,005

Компонент * r

Cu -0,66

Pb 0,78

Компонент Значение

Cu 0,29

Pb 0,63

6Барченков В.В. Основные технологические процессы переработки золотосодержащих руд: учеб. пособ. СПб.: Интермедия, 2013. 469 с.

Библиографический список

1. Canda L., Heput T., Ardelean E. Methods for recovering precious metals from industrial waste // Materials Science and Engineering: IOP Conference Series. 2016. Vol. 106. P.012-020. [Электронный ресурс]. URL: https://iopscience.iop.org/article/10.1088/1757-899X/106/1/012020 (25.06.2019). https://doi.org/ 10.17580/tsm.2017.07.07

2. Syed S. Recovery of gold from secondary sources -A review // Hydrometallurgy. 2012. Vol. 115/116. P. 3051. https://doi.org/10.1016/j.hydromet.2011.12.012

3. Гудков С.С., Шкетова Л.Е., Михайлова А.Н. Бактериальное выщелачивание упорных руд и концентратов // Горный журнал. 2011. № 4. С. 27-28.

4. Теляков А.Н., Горленков Д.В., Теляков Н.М. Технология переработки радиоэлектронного лома // Цветные металлы. 2015. № 9 (873). С. 68-72. https://doi.org/ 10.17580/tsm.2015.09.11

5. Yunji Ding, Shengen Zhang, Bo Liu, Huandong Zheng, Chein-chi Chang, Christian Ekberg. Recovery of precious metals from electronic waste and spent catalysts: a review // Resources, Conservation and Recycling. 2019. Vol. 141. P. 284-298. https://doi.org/ 10.1016/j.resconrec.2018.10/041

6. Hussin A.M. Ahmed, Ayman A. El-Midany. Statistical optimization of gold recovery from difficult leachable sulphide minerals using bacteria // Materials Testing. 2012. Vol. 54. No. 5. P. 351-357. https://doi.org/10.3139/120.110339

7. Рахманов О.Б., Аксенов А.В., Немчинова Н.В., Солихов М.М., Черношвец Е.А. Поиск оптимальной технологии переработки золотосодержащий руды месторождения «Иккижелон» (Республика Таджикистан) // Металлургия: технологии, инновации, качество «МЕТАЛЛУРГИЯ-2017»: тр. XX Междунар. науч.-практ. конф. (г. Новокузнецк, 15-16 ноября 2017 г.). Новокузнецк: Сибирский государственный индустриальный университет, 2017. Ч. 1. С. 118-122.

8. Willner J., Fornalczyk A., Cebulski J., Janiszewski K. Preliminary Studies on Simultaneous Recovery of Precious Metals from Different Waste Materials by Pyro-metallurgical Method // Archives of Metallurgy and Materials. 2014. Vol. 59. Issue 2. P. 801-804. https://doi.org/10.2478/amm-2014-0136

9. Комогорцев Б.В., Вареничев А.А. Проблемы переработки бедных и упорных золотосодержащих руд // Горный информационно-аналитический бюл-

летень (научно-технический журнал). 2016. № 2. С. 204-218.

10. Tremolada J., Dzioba R., Bernardo-Sanchez A., Menendez-Agnado J.M. The preg-robbing of gold and silver by clays during cyanidation under agitation and heap leaching conditions // International Journal of Mineral Processing. 2010. Vol. 94. Р. 67-71. https://doi.org/10.1016/j.minpro.2009.12.001

11. Темеров С.А., Струкалев К.М., Рыжов А.Г. Неблагородные элементы в аффинажном производстве // Цветные металлы. 2019. № 2. С. 39-44. https://doi.org/10.17580/tsm.2019.02.06

12. Жмурова В.В., Немчинова Н.В., Минеев Г.Г. Кислотное выщелачивание примесей золотосодержащего катодного осадка // Цветные металлы. 2017. № 7. С. 41-46. https://doi.org/10.17580/tsm.2017.07.07

13. Жмурова В.В. Технология повышения качества золотосодержащего сырья, отправляемого на аффинажные заводы // Золотодобыча. 2012. № 163. С. 25-28.

14. Барченков В.В. Технология гидрометаллургической переработки золотосодержащих флотоконцен-тратов с применением активных углей. Чита: Изд-во «Поиск», 2004. 242 с.

15. Ласточкина М.А., Вергизова Т.В., Гейвер Т.Н. Гидрометаллургическое обогащение промпродуктов металлургического производства, содержащих драгоценные металлы // Цветные металлы и минералы 2014: сб. докладов VI Междунар. конгресса (г. Красноярск, 15-18 сентября 2014 г.). Красноярск: Легкие металлы, 2014. С. 752-762.

16. Рюмин А.И., Миронкина Н.В. Исследование кинетических закономерностей растворения сульфата свинца в растворах хлорида и гидроксида натрия // Журнал Сибирского федерального университета. Техника и технологии. 2013. № 4. С. 450-454.

17. Адлер Ю.П., Маркова Е.В., Грановский Ю.А. Планирование эксперимента при поиске оптимальных условий. М.: Наука, 1971. 284 с.

18. Kyle J.H., Breuer P.L., Bunney K.G., Pleysier R. Review of trace toxic elements (Pb, Cd, Hg, As, Sb, Bi, Se, Te) and their deportment in gold processing: Part II: Deportment in gold ore processing by cyanidation // Hydrometallurgy. 2012. Vol. 111-112. Р. 10-21. https://doi.org/10.17580/tsm.2017.04.06

References

1. Canda L, Heput T, Ardelean E. Methods for recovering precious metals from industrial waste. In: Materials Science and Engineering: IOP Conference Series. 2016;106(1):12—20. [Accessed 25th June 2019]. https://doi.org/10.17580/tsm.2017.07.07

2. Syed S. Recovery of gold from secondary sources -A review. Hydrometallurgy. 2012; 115/116:30-51. https://doi.org/10.1016/j.hydromet.2011.12.012

3. Gudkov SS, Shketova LE, Mihajlova AN. Bacterial leaching of refractory ores and concentrates. Gornyj zhurnal = Mining Journal, 2011 ;4:27-29.

4. Telyakov AN, Gorlenkov DV, Telyakov NM. Radioe-lectronic scrap treatment technology. Tsvetnye metally = Non-ferrous Metals. 2015; 9:68-72. (In Russ.) https://doi.org/10.17580/ tsm.2015.09.11

5. Yunji Ding, Shengen Zhang, Bo Liu, Huandong

Zheng, Chein-chi Chang, Christian Ek-berg. Recovery of precious metals from electronic waste and spent catalysts: a review. Resources, Conservation and Recycling. 2019;141:284-298. https://doi.org/ 10.1016/j.resconrec.2018.10/041

6. Hussin AM Ahmed, Ayman A El-Midany. Statistical optimization of gold recovery from difficult leachable sulphide minerals using bacteria. Materials Testing. 2012;54(5):351 -357. https://doi.org/10.3139/120. 110339

7. Rahmanov OB, Aksenov AV, Nemchinova NV, Soli-hov MM, Chernoshvec E.A. Search for an optimal processing technology of gold-bearing ores of the Ikkizhe-lon deposit

8. Willner J, Fornalczyk A, Cebulski J, Janiszewski K. Preliminary Studies on Simultaneous Recovery of Precious Metals from Different Waste Materials by Pyro-metallurgical Method. Archives of Metallurgy and Materials. 2014;59(2):801-804. https://doi.org/10.2478/amm-2014-0136

9. Komogorcev BV, Varenichev AA. The problems of processing poor and insistent gold-bearing ores. Gorny informatsionno-analiticheskiy byulleten

10. Tremolada J, Dzioba R, Bernardo-Sanchez A, Menendez-Agnado JM. The preg-robbing of gold and silver by clays during cyanidation under agitation and heap leaching conditions. International Journal of Min-

Критерии авторства

Жмурова В.В. получила и оформила научные результаты и несет ответственность за плагиат.

Конфликт интересов

Автор заявляет об отсутствии конфликта интересов.

Автор прочитала и одобрила окончательный вариант рукописи.

СВЕДЕНИЯ ОБ АВТОРЕ

Жмурова Виктория Васильевна,

старший преподаватель кафедры

металлургии цветных металлов,

Иркутский национальный исследовательский

технический университет,

664074, Иркутск, ул. Лермонтова, 83, Россия;

Н e-mail: v_pichugina@list.ru

eral Processing. 2010;94:67-71. https://doi.org/ https://doi.Org/10.1016/j.minpro.2009.12.001

11. Temerlov SA, Strukalev KM, Ryzhov AG. Base elements in refining. Tsvetnye metally = Non-ferrous Metals. 2019;2:39-44. (In Russ.) https://doi.org/10.17580/ tsm.2019.02.06

12. Zhmurova VV, Nemchinova NV, Mineev GG. Acid leaching of impurities of gold-containing cathode deposit. Tsvetnye metally = Non-ferrous Metals. 2017;7:41-46. (In Russ.) https://doi.org/10.17580 / tsm.2017.07.07

13. Zhmurova VV. Quality improvement technology for gold-bearing raw materials sent to refining plants. Zolo-todobycha = Gold Mining. 2012;163:25-28.

14. Barchenkov VV. Active carbon-based technology of hydrometallurgical processing of gold-containing flotation concentrates. Chita: Poisk; 2004, 242 p.

15. Lastochkina MA, Vergizova TV, Gejver TN. Hydro-metallurgical concentration of industrial products of metallurgical production containing precious metals. In: Tsvetnye metally i mineraly 2014: sbornik dokladov V Mezhdunarodnogo kongressa = Non-Ferrous Metals and Minerals 2014: Collected Works of V International Congress. 15-18 September 2014, Krasnoyarsk, Krasnoyarsk: Legkie metally; 2014, p.752-762.

16. Ryumin AI, Mironkina NV. Study of dissolution kinetics of lead sulfate in solutions of sodium chloride and sodium hydrate. Journal of Siberian Federal University. Engineering & Technologies 2013;4:450-454.

17. Adler YuP, Markova EV, Granovskij YuA. Experiment planning when searching for optimal conditions. Moscow: Nauka; 1971, 284 p.

18. Kyle JH, Breuer PL, Bunney KG, Pleysier R. Review of trace toxic elements (Pb, Cd, Hg, As, Sb, Bi, Se, Te) and their deportment in gold processing: Part II: Deportment in gold ore processing by cyanidation. Hydro-metallurgy. 2012; 111-112:10-21. https://doi.org/ 10.17580/tsm.2017.04.06

Authorship criteria

Zhmurova V.V. has obtained and formalized the scientific results and bears the responsibility for plagiarism.

Conflict of interests

The author declares that there is no conflict of interests regarding the publication of this article.

The final manuscript has been read and approved by the author.

INFORMATION ABOUT THE AUTHOR

Viktoria V. Zhmurova

Senior Lecturer of the Department of Non-Ferrous Metals Metallurgy, Irkutsk National Research Technical University, 83 Lermontov St., Irkutsk 664074, Russia; H e-mail: v_pichugina@list.ru