Исследование и разработка технологии пиро-гидрометаллургической переработки продуктов обогащения забалансовых медных руд Жезказганского региона тема диссертации и автореферата по ВАК РФ 05.16.02, кандидат наук Кайралапов, Ерлан Токпаевич

• Кайралапов, Ерлан Токпаевич
• кандидат наук
• 2014

Оглавление диссертации кандидат наук Кайралапов, Ерлан Токпаевич

ОГЛАВЛЕНИЕ

Введение

Глава 1. Анализ проблем переработки забалансового медного

сырья

1.1. Современное состояние медной промышленности

1.2. Гидрометаллургия меди

1.2.1. Промышленное применение кучного выщелачивания

1.2.2. Подземное выщелачивание

1.2.3. Бактериальное выщелачивание

1.3. Пиро-гидрометаллургическая переработка минерального сырья

1.4 Классификация процессов обжига

1.5 Перспективы использования в цветной металлургии шахтных обжиговых аппаратов с точки зрения комплексной теории печей

1.6. Анализ существующих конструкций шахтных обжиговых печей

1.7. Автогенные процессы плавки медных концентратов

на штейн

1.7.1 Общая характеристика автогенных процессов

1.7.2. Автогенные плавки во взвешенном состоянии

1.7.3 Автогенные плавки с окислением сульфидов в расплавах

1.7.4. Автогенные плавки в конвертерах

1.7.5. Комбинированные автогенные процессы

Выводы и задачи исследования

Глава 2. Теоретические основы и методики проведения

исследований

2.1. Основные положения вероятностной теории прочности окатышей как основа для расчета допустимой высоты слоя и высоты падения при хранении и транспортировке 54 гранул

2.2. Метод математического планирования эксперимента

2.3. Проверка адекватности частных функций

2.4. Дифференциально-термический анализ медного концентрата

2.5. Материальная база для проведения исследования, включая действующее оборудование. Методики определения состава

продуктов исследования

Выводы

Глава 3. Теоретические и экспериментальные исследования процесса

переработки забалансовой медьсодержащей руды ^ Жезказганского региона

3.1. Изучение вещественного состава руды и выбор схемы предварительного ее концентрирования для повышения степени извлечения меди

3.1.1. Минералогический и фазовый анализ руды

3.1.2. Подготовка руды к обогащению

3.1.3. Флотация забалансовой руды. Характеристика полученного медного концентрата

3.2. Петрографическое описание медного концентрата

3.3. Изучение прочностных характеристик сырых и высущенных окатышей из чернового медного концентрата забалансовой руды при использовании в качестве связующего раствор серной кислоты

3.4. Исследование условий обеспечения автогенности обжига чернового медносульфидного концентрата забалансовой руды Жезказганского региона

3.5. Изучение зависимости температуры обжига от расхода воздуха и содержания серы в некондиционных медных концентратах

3.6. Исследования процесса сульфатизирующего обжига чернового медного концентрата забалансовой руды

Жезказганского региона

Выводы

Глава 4. Практическое использование результатов исследований по разработке технологии пиро-гидрометаллургической переработки забалансового сырья

4.1. Ориентировочные капитальные и эксплуатационные затраты по стадиям передела

4.2. Исходные данные для технологического регламента по гидрометаллургической переработке продуктов обогащения забалансовых руд Жезказганского региона

4.3. Общие расходы, реализация продукции и технико-

экономическая оценка рентабельности технологии

Выводы

Общие выводы

Список литературы

Приложение

Введение диссертации (часть автореферата) на тему «Исследование и разработка технологии пиро-гидрометаллургической переработки продуктов обогащения забалансовых медных руд Жезказганского региона»

Введение

Актуальность работы

Основной сырьевой базой ТОО «Корпорация Казахмыс» является Жез-казганское месторождение медистых песчаников, которое отрабатывается производственным объединением «Жезказганцветмет», имеющим в своем составе 6 действующих рудников. За 80 лет эксплуатации Жезказганского месторождения из недр извлечено уже более 1 млрд. тонн руды, что составляет 75% от общего количества запасов.

Неизбежным следствием многолетней интенсивной разработки любого месторождения является количественное и качественное истощение сырьевой базы. Для Жезказганского региона восполнение сырьевой базы - важнейшая социально-экономическая проблема, т.к. сокращение объемов производства неизбежно приведет к потере рабочих мест. Так, во втором полугодии 2013г. на реконструкцию закрыт Жезказганский медеплавильный завод (ЖМЗ), в 2013-2015гг. планируется остановка действующих рудников.

В связи с сокращением запасов богатых монометаллических руд на сегодняшний день, актуальной задачей является поиск новых технологий переработки забалансовых бедных или полиметаллических руд в пределах 0,2 -0,35%, так как переработка такого сырья по существующим технологиям приводит к значительным потерям ценных компонентов. К такому сырью относятся забалансовые медносульфидные руды Жезказганского региона содержащие редкие металлы. Его переработка по известным гидрометаллургическим схемам не дает высокого извлечения ценных компонентов в пром-продукты.

Поэтому разработка новой рентабельной технологии комплексной переработки забалансовых медносульфидных руд, позволяющей повысить степень извлечения ценных компонентов в товарные продукты (снижая себестоимость), представляет собой актуальную задачу.

Работа выполнена по госпрограмме «Научно-техническое обеспечение развития горно-металлургической отрасли Республики Казахстан на 2012-

2014 годы» по теме «Технология переработки забалансовых медносульфид-ных руд»; по заказу ТОО «Корпорация Казахмыс» по теме: «Научные исследования и разработка технологии комплексной переработки забалансовой руды Жезказганского месторождения».

Цель работы

Научное обоснование и разработка новой рентабельной технологии комплексной переработки продуктов обогащения забалансовых медносуль-фидных руд, позволяющей повысить степень извлечения ценных компонентов в товарные продукты.

Задачи исследований

1. Обоснование необходимости разработки эффективной технологии переработки забалансовых руд Жезказганского региона;

2. Изучение особенностей состава забалансового медьсодержащего сырья Жезказганского региона;

3. Выбор наиболее эффективной операции предварительного концентрирования сырья по меди;

4. Отработка технологии компактирования и обезвоживания чернового медного концентрата;

5. Определение режимов обжига чернового медного концентрата с целью последующей эффективной переработки;

6. Разработка технологической схемы и оценка ее экономической эффективности.

Объект исследования

Забалансовая медносульфидная руда Жезказганского региона типа медистых песчаников.

Методы исследований

При выполнении работы был использован комплекс физических, химических и физико-химических методов анализа. Экспериментальные исследования проводились в лабораторном и укрупненно-лабораторном масштабах, в т.ч. с использованием пилотных установок. В ходе работ применялись

математические методы планирования эксперимента, вероятностная модель прочности окускованных материалов. Определение химического состава выполнялось методами атомно-эмиссионного, атомно-абсорбционного, спек-трофотометрического методов анализа. Определение фазового состава проводилось с использованием рентгенофазового, термогравиметрического методов анализа. Определение термических и кинетических параметров процесса термической обработки образцов проводилось с использованием дери-ватографического метода анализа.

Достоверность полученных результатов базируется на использовании сертифицированных физико-химических методик исследования, надежностью исходных данных, оценкой полученных результатов методом нелинейной множественной корреляции, удовлетворительной сопоставимостью лабораторных исследований и испытаний на опытно-промышленном участке.

Научная новизна

1. Разработаны математические модели, описывающие закономерности обезвоживания гранул по следующим показателям: относительная убыль массы при сушке, относительная убыль массы при последующем досушивании гранул, степень их обезвоживания, статическая прочность гранул применительно к черновому медьсодержащему концентрату, полученному из забалансового сырья Жезказганского региона.

2. Разработан алгоритм управления сохранением целостности гранул чернового концентрата при статической нагрузке в бункерах и реакторе, управляемыми параметрами которого являются: высота слоя, размеры гранул, температура сушки для последующей термической обработки.

3. Изучены кинетические зависимости процесса обжига некондиционных медных сульфидных концентратов при автогенном режиме окисления. Установлено, что в интервале температур 400-700°С увеличение расхода кислорода от 20-100 см3/с ускоряет процесс окисления в 1,5-2 раза по сравнению с окислением воздухом, без оплавления гранул и их спекания. Установлено, что достаточно высокую степень извлечения меди в условиях автогенного

обжига концентрата, гранулированного на смеси из раствора лигносульфона-тов (сульфит-спиртовая барда р=1,05 г/см3) и серной кислоты 10%, можно достичь при условиях: I -500 - 600 °С, т - 40 - 60 мин., с1 - 8 - 12 мм. Выход кека при этих условиях составляет 75%.

4. На основе обобщенного уравнения продолжительности, расхода смеси воздуха и кислорода, разработан алгоритм управления температурой процесса автогенного обжига бедных сульфидных медных концентратов.

Практическая значимость и реализация результатов работы

1. Разработанная технология позволяет вовлечь в сферу производства забалансовые медносульфидные руды.

2. Для обеспечения сохранности гранул в среднем не менее на 80% установлена допустимая высота слоя в бункере и реакторе для среднего диаметра высушенных гранул, которая может быть использована для аналогичных объектов.

3. В результате укрупненно - лабораторных исследований процесса обжига медных сульфидных концентратов в условиях автогенного режима окисления установлено, что для предотвращения оплавления присутствующих в концентрате сульфидов и продуктов их окисления обжиг в печи шахтного типа должен осуществляться с ограничением скорости подачи воздуха в зону реакций в зависимости от содержания серы в концентратах.

4. Установлена взаимосвязь особенности фазового состава гранул после обжига чернового концентрата (содержание сульфатов и оксидов металлов) с результатами их последующей обработки, которые определяют выбор технологических приемов, обеспечивающих извлечение меди на последующих стадиях.

5. Выполненные ориентировочные технико-экономические расчеты показали достаточно высокую эффективность разработанной технологии: при условии организации производства по переработке 2 млн. тонн забалансовых руд в год капитальные затраты окупятся в течение 9 месяцев.

На защиту выносятся:

1. Математическая модель прочности гранулированного чернового медного концентрата на смеси из раствора лигносульфонатов и серной кислоты, применительно к забалансовому сырью Жезказганского региона;

2. Результаты исследования процессов обезвоживания и сульфатизирую-щего обжига гранул чернового медьсодержащего концентрата в виде зависимостей технологических показателей процессов от режимных параметров;

3. Технологическая схема комплексной переработки забалансового медьсодержащего сырья Жезказганского региона.

Апробация работы

Материалы диссертации доложены и обсуждены на Международной научно-практической конференции «Актуальные проблемы науки», г. Кузнецк, 2011; XI Международной научно-практической конференции «Фундаментальные и прикладные исследования, разработка и применение высоких технологий в промышленности», г. Санкт-Петербург, 2011; Международной научной конференции «Наука и образование - ведущий фактор стратегии «Казахстан - 2030» (Сагиновские чтения №3), посвященная - 20 - летию Независимости Казахстана»; Международной научно-практической конференции «Гетерогенные процессы в обогащении и металлургии» Абишевские чтения, г. Караганда, 2011; VI Международно! науково-практично1 Интернет-конференцп «Спецпроект: анал1з наукових дослщжень», Дншропетровськ, 2011; Международной заочной научной конференции «Актуальные вопросы технических наук», г. Пермь, 2011; Materialy VII Mezinarodni vedecko-prakticka conference «Aplikovane vedecke novinky-2011», Praha; VII Miedzynarodowej naukowi-praktycznej konferencji «Nauka i inowacja-2011; Международной молодежной научной школы «Проблемы освоения недр в XXI веке глазами молодых», г. Москва, 2012; VIII М1жнародно1 науково-практично1 конференцп «Альянс наук: вчений - вченому», Дншропетровськ, 2013; Международной молодежной научной конференции «БУДУЩЕЕ

НАУКИ - 2013», г. Курск, Международной научно-практической конференции «Наука и современность: вызовы XXI века», г. Киев, 2014.

Личный вклад автора заключается в обосновании цели и задач исследований, планировании работ, выполнении экспериментов, в обработке и систематизации полученных результатов, а также в подготовке статей и материалов для участия в конференциях.

Публикации

Основное содержание диссертации изложено в 23 работах. Из них 3 работы опубликованы в изданиях, рекомендованных ВАК, получено 2 патента на изобретения.

ГЛАВА 1. АНАЛИЗ ПРОБЛЕМ ПЕРЕРАБОТКИ ЗАБАЛАНСОВОГО МЕДНОГО СЫРЬЯ

1.1. Современное состояние медной промышленности

По объемам производства и потребления медь занимает второе место в мире среди цветных металлов (после алюминия).

Медная промышленность - одна из ключевых отраслей Казахстана. В недрах страны находится 6 % мировых разведанных запасов меди. Промышленную значимость имеют месторождения медно - порфировые, медистых песчаников и медно - колчеданные, а также скарновые и жильные кварцево - сульфидные. Существенная часть запасов заключена в бедных медно-порфировых месторождениях, для эффективного использования которых необходимо создание и внедрение новых прогрессивных технологий добычи и переработки руд. Эксплуатируются преимущественно месторождения медистых песчаников и колчеданно - полиметаллические [1]. Самое крупное в Казахстане месторождение медистых песчаников в Жезказганском регионе, которое входит в первую пятерку медных месторождений СНГ. Руды месторождения характеризуются полиметаллическим составом (промышленные элементы: основные - Си, РЬ, Ъх\\ сопутствующие - Ag, Яе, Сё, 8) [2]. Колчеданно - полиметаллические месторождения сосредоточены в Восточном Казахстане, где они образуют Лениногорский, Зыряновский и Прииртышский рудные районы [1].

Основными производителями меди в Республике Казахстан являются Балхашский и Жезказганский медеплавильные заводы, где медь производится по пирометаллургической технологии.

На Жезказганском медеплавильном заводе (ЖМЗ) штейн выплавляется в рудно-термических печах. Процесс плавки Ванюкова внедрен на Балхашском медеплавильном заводе (БМЗ).

Некондиционные руды накапливаются в отвалах, а в недрах месторождений остаются в качестве горных потерь. Указанное сырье исчисляется многими миллиардами тонн, содержит десятки миллионов тонн

цветных металлов. Отвалы забалансовых и некондиционных руд, а также отработанные месторождения являются долговременным источником загрязнения окружающей среды за счет самопроизвольного выщелачивания из них меди, цинка, свинца, молибдена, мышьяка и других металлов. Наиболее рациональный по нашему мнению определить способ избавить от пагубного влияния таких объектов на окружающую среду. 1.2. Гидрометаллургия меди

Гидрометаллургические способы получения меди в принципе пригодны для переработки любых видов рудного сырья. Однако их обычно используют для извлечения меди из окисленных руд или предварительно обожженных сульфидных руд. Доля гидрометаллургических процессов в общем производстве меди за рубежом постоянно возрастает и составляет сейчас 12 - 15%. В СНГ эти способы пока почти не применяют; лишь небольшое количество меди извлекается выщелачиванием вскрышных пород в отвалах (кучах) и забалансовых руд [3].

Ограниченное применение гидрометаллургических способов в медной промышленности является следствием в основном малых запасов окисленных руд и сложности попутного извлечения золота и серебра. По этой причине гидрометаллургию используют, главным образом, для переработки бедных руд с нерентабельным содержанием благородных металлов, пустая порода которых не вступает в химическое взаимодействие с растворителем. Для практической выгодности гидрометаллургии необходимо также, чтобы медь находилась в форме легкорастворимого соединения или переводилась в растворимую форму без значительных затрат.

Для выщелачивания медных руд и концентратов применяют несколько методов: выщелачивание в кучах; подземное выщелачивание; выщелачивание путем просачивания раствора через слой рудного материала (перколяция); выщелачивание в чанах с механическим перемешиванием (агитация); автоклавное выщелачивание (под давлением).

В отечественной металлургии меди нашли применение только первые два метода.

Имеется много растворителей, извлекающих медь из окисленной руды. Но могут считаться промышленными только три растворителя: разбавленный водный раствор серной кислоты, смешанный водный раствор углекислого аммония и аммиака и сульфат окиси железа в кислом водном растворе серной кислоты.

В зависимости от состава исходной руды в ней могут содержаться следующие растворимые в слабом растворе серной кислоты минералы: Малахит СиСОэ ■ Си (ОН)2; Азурит 2(СиСОз)2 • Си (ОН)2; Хризоколла Си8Ю3 • 2Н20; Куприт (закись меди) Си20; Тенорит (окись меди) СиО; Брошантит Си804 • ЗСи(ОН)2.

Кроме того, в руде могут содержаться сульфидные минералы, непосредственно в сернокислом растворе слабо или совсем не растворимые. Главнейшие из них, встречающиеся в окисленной руде (Халькозин Си28; Ковеллин СиБ; Борнит Си5Ре84; Халькопирит СиРе82 (мало); Самородная медь (Си).

Другие минералы меди, например, фосфаты, встречаются реже и потому здесь не перечисляются. При большом содержании в окисленной руде сульфидных минералов (20 - 25%) она называется смешанной.

Водный раствор серной кислоты (1 - 5%) реагирует с медными минералами на холоду по реакциям:

В обоих случаях медь переходит в раствор в виде сульфата с выделением углекислого газа С02.

По всем этим реакциям медь переходит в раствор, который затем тем или иным способом отделяется от хвостов.

СиСОз-Си (ОН)2 + 2Н2804 = 2Си804 + С02 +ЗН20; (СиС03)2Си (ОН)2 + ЗН28 04 = ЗСи804 + 2СОг + 4Н20.

(1.1) (1.2)

Си8Ю3-2Н20 + Н28 04 = Си804 + 8Ю2 + ЗН20; СиО + Н2804 = Си804 + Н20.

(1.3)

(1.4)

Чаще всего такому выщелачиванию водными растворами серной кислоты подвергают бедные по содержанию меди (1-2%) окисленные руды из верхней зоны месторождений.

Иногда для упрощения схемы переработки руды все сорта руды направляют на обогащение. В этом случае окисленные руды следует обрабатывать на отдельной секции обогатительной фабрики по специальному режиму (с добавкой сернистого натрия №28). Полученные окисленные концентраты обычно идут в плавку на штейн в смеси с сульфидными или с пиритом. Такой способ переработки связан с потерей 10-15% меди, так как извлечение меди флотацией из окисленных руд часто бывает ниже, чем при обработке растворами серной кислоты.

Если окисленная руда выщелачивается водным раствором серной кислоты, то, помимо перечисленных выше реакций с медьсодержащими минералами, могут протекать реакции между другими минералами руды с серной кислотой. Все эти реакции, как вызывающие лишний расход серной кислоты и, кроме того, в некоторых случаях загрязняющие раствор нежелательными примесями, должны считаться вредными для процесса. К ним относится реакция растворения железа:

Ре203- пН20 + ЗН2804 = Ре2(804)3 + (п + 3) Н20. (1.5)

В руде могут содержаться и другие частично растворимые в сернокислом растворе железосодержащие минералы. Хотя ионы окиси железа Ре3+ в растворе (особенно при подогреве последнего) помогают более полному извлечению меди, но они мешают последующему выделению меди из раствора электролизом с нерастворимыми анодами. Из-за большого содержания железа в некоторых окисленных рудах, например в «железных шляпах» колчеданных месторождений, выщелачивание их обходится слишком дорого.

Сильно увеличивают расход серной кислоты карбонаты (кальция, магния, железа, свинца), например:

СаСОз + Н2804 = Са804 + Н20 + С02. (1.6)

В этом случае образовавшийся Са804 мало растворим в воде и обладает способностью в смеси с водой образовывать быстро «схватывающиеся» затвердевающие смеси.

На практике при переработке руд, содержащих много известняка, расходуется не только много серной кислоты, но и происходит «схватывание» остатка от выщелачивания (хвостов) в один монолитный блок, который невозможно удалить из выщелачивательного чана. Поэтому руды, содержащие много известняка, не пригодны для выщелачивания сернокислыми растворами.

Чистые растворы серной кислоты, не содержащие окислителей, не растворяют самородной меди и сульфидных минералов, и только частично растворяют куприт. Концентрация серной кислоты выбирается в зависимости от состава пустой породы в пределах 10-15 г/л. 1.2.1. Промышленное применение кучного выщелачивания

В промышленной практике наиболее распространено кучное выщелачивание при переработке медных и урановых руд. В последние годы применяется также для переработки полиметаллических, в частности свинцово-цинковых руд. Широкое применение в промышленной практике кучное выщелачивание меди и урана из руд и отвалов получило в США (16 рудников), странах африканского континента, Австралии, Испании и др. Имеются сведения [4] о применении метода на Коунрадском руднике Балхашского ГМК для переработки забалансовых смешанных руд и Николаевском месторождении (Казахстан) для переработки отвалов забалансовых медноколчеданных руд, содержащих 0,1 - 0,3% Си. Добавление Н28С>4 при выщелачивании здесь сведено к минимуму из-за ее образования при естественном окислении пирита. На этом руднике под орошением находится два отвала объемом до 2,7 млн. т руды.

Известны работы по изучению влияния различных физических и химических факторов на процесс кучного выщелачивания медных руд.

Выщелачивание начинают с подачи слабокислого раствора на отвал и распределения раствора на поверхности отвала. При просачивании через руду в раствор извлекаются растворимые соли меди. Содержащий медный раствор из отвала сорбируют в сборнике и затем перекачивают в цементационные чаны для осаждения меди. Раствор из чанов собирают в сборнике для обедненного раствора, откуда его снова перекачивают на кучи.

Имеются [5, 6] рекомендации о том, что нужно руду дробить до крупности минус 6,4 мм, выщелачивать раствором серной кислоты (8-9%) при отношении Ж:Т - 1:1, при интенсивном перемешивании и температуре 45-50°С, в течение 40-90 мин, оборачивать раствор, пока содержание меди не достигнет 25-45 г/л, затем отфильтрованный раствор подвергать электролизу с получением медного порошка.

Проведены работы доказывающие, что добавка №С1 в раствор, содержащий 0,1М Ре3+ и 0,1М Н2804 в количестве до 6 г/л ускоряет выщелачивание меди только при температурах больше 50 °С, а при более низких температурах добавка №С1 в раствор даже снижает скорость перехода меди в раствор. 1.2.2. Подземное выщелачивание

Подземное выщелачивание используют для извлечения Си, Мо, и и др. металлов, когда минералы, содержащие металлы, находятся в линзах -рудных телах размером > 200 м, разделены большими промежутками пустой породы, и когда либо мощность пластов невелика, либо содержание металла в них мало (<0,3 Си). В этом случае подземное выщелачивание аналогично кучному выщелачиванию, используемого для доизвлечения металлов из бедного сырья. В качестве реагентов для подземного выщелачивания используют растворители, избирательно растворяющие нужный минерал и не реагирующие с вмещающей породой, при этом растворитель и получаемый щелок не должны кольматировать (закупоривать) поры и капилляры в выщелачиваемой руде.

Как при кучном выщелачивании, так и при выщелачивании на месте залегания условия цикла окисления сильно отличаются от тех условий, которые могут иметь место при подземном выщелачивании на больших глубинах. Так американскими исследователями был предложен и испытан способ подготовки для выщелачивания рудного тела с использованием

атомного взрыва [7]. В результате взрыва происходит не только дробление и

/

разрыхление руды, но и термическое разрушение высших сульфидов и их окисление.

Использование ядерных взрывов при подземном выщелачивании представляет особенный интерес для извлечения меди из больших месторождений забалансовых руд или мелких богатых месторождений (0,25 -10 млн. т руды), эксплуатация которых с использованием стандартных схем добычи и переработки нерентабельна.

Помимо общих требований, при подземном выщелачивании с применением ядерных взрывов необходимо учитывать:

гидрогеологические особенности месторождения, особенности характер движения грунтовых и поверхностных вод;

обеспечение безопасности инженерных сооружений и организации орошения;

возможное влияние радиоактивности на жизнедеятельность микроорганизмов при использовании бактериального выщелачивания; наличие близлежащих населенных пунктов.

Экономичность использования ядерного взрыва для подготовки руды к подземному выщелачиванию зависит от мощности месторождения и содержания в нем меди.

1.2.3. Бактериальное выщелачивание

При бактериальном выщелачивании сульфидсодержащих минералов используют тионовые хемоавтотрофные бактерии, единственные источники энергии для их жизнедеятельности - процессы окисления неорганических

субстратов - закисного железа, сульфидной и элементной серы, а также сульфидных минералов.

Избирательное извлечение химических элементов из многокомпонентных соединений посредством их растворения микроорганизмами в водной среде. Благодаря бактериальному выщелачиванию появляется возможность извлекать из руд, отходов производства и т. д. ценные компоненты (медь, уран и др.) или вредные примеси (например, мышьяк в рудах чёрных и цветных металлов) [8 - 16] . Впервые бактериальное выщелачивание запатентовано в США (1958г.) применительно к извлечению меди и цинка.

Бактериальным выщелачиванием можно пользоваться при всех способах выщелачивания, не связанных с повышенными давлениями и температурой. Наиболее широко для бактериального выщелачивания применяют тионовые бактерии: Thiobacillus ferrooxidans, способные окислять сульфидные минералы и закисное железо до окисного (так называемые железобактерии), и Th. thiooxidans (так называемые серобактерии). Тионовые бактерии являются хемо автотрофами, т. е. единственный источник энергии для их жизнедеятельности - процессы окисления закисного железа, сульфидов различных металлов и элементарной серы. Эта энергия расходуется на усвоение углекислоты, выделяемой из атмосферы или из руды. Получаемый углерод идёт на построение клеточной ткани бактерий. Th. ferrooxidans окисляют сульфидные минералы до сульфатов прямым и косвенным путём (когда микроорганизмы окисляют сернокислое закисное железо до окисного, являющегося сильным окислителем и растворителем сульфидов):

2FeS04 + 0,502 + H2S04 ба1стерии» Fe2(S04)3 + Н20 (1.7)

Fe2(S04)3 + MeS -► MeS04+2FeS04+S\ (1.8)

Важнейший фактор бактериального выщелачивания - быстрая регенерация сернокислого окисного железа тионовыми бактериями (Th. ferrooxidans), что в некоторых случаях ускоряет процессы окисления и

выщелачивания. Оптимальная температура для развития тионовых бактерий 25-35 °С, а рН от 2 до 4. Тионовые бактерии ускоряют растворение халькопирита в 12 раз, арсенопирита и сфалерита в 7 раз, ковеллина и борнита в 18 раз по сравнению с обычными химическими методами.

В значительных промышленных масштабах бактериальное выщелачивание применяется для кучного извлечения полезных ископаемых (меди и урана) из руд на месте их залегания. Например, экономически целесообразно извлекать медь из забалансовых сульфидных руд. Это осуществляется водными растворами Ре2(804)3 в присутствии А12(804)з, Ре804 и тионовых бактерий ТЬ. ferrooxidans. Раствор подаётся по шлангам в скважины, пробуренные в рудном теле; бактерии и сульфат окиси железа окисляют сульфиды меди по схеме:

2Ре804 + 2СиБ + 2НгО + 302 -► 2Си804 + 4Ре804 + 2Н2804 (1.9)

В различных странах ведутся исследования по выщелачиванию с участием тионовых бактерий для извлечения многих металлов (Хп, Со, Аб, Мп и др.).

1.3. Пиро-гидрометаллургическая переработка минерального сырья.

В настоящее время значительная часть рудного сырья сульфидного состава перерабатывается с использованием традиционных технологий, сочетающих флотационные и пирометаллургические методы, цинксодержащее сырье - с применением флотационных и гидрометаллургических процессов.

В сложившейся с минеральным сырьем ситуации определены два основных направления его переработки:

Список литературы диссертационного исследования кандидат наук Кайралапов, Ерлан Токпаевич, 2014 год

СПИСОК ИСПОЛЬЗОВАННЫХ источников

1. Ракишев Б. М., Антоненко А. А. Минерально-сырьевая база цветных, редких и редкоземельных металлов Казахстана // Цветные металлы. 2010. №4. С. 13-16.

2. Ефименко С.А., Портнов B.C., Турсунбаева А.Ж. , Маусымбаева А.Д., Умбетова А.Т. Приборное и методическое обеспечение рентгенофлюо-ресцентного анализа полиметаллических руд. // Фундаментальные исследования. 2012. № 6 (часть 1). - С. 96-100.

3. Уткин Н.И. Производство цветных металлов. - 2-е. изд. - М.: Ин-термет Инжиниринг, 2004. - 442 с.

4. Павличенко Г.А. Выщелачивание сульфидных медных и медно-цинковых руд (на примере Сафьяновского месторождения, Урал): Дис. канд. техн. наук: 05.16.03. Екатеринбург, 1998.

5. Халезов Б. Д. Исследование и разработка технологии кучного выщелачивания медных и медно-цинковых руд: Дис. д. техн. наук: 05.16.02 / Екатеринбург, 2008. - 280 с.

6. Кондрашина A.M., Боготолова Н.В. Влияние бактерий на выщелачивание меди из хвостов Балхашского хвостохранилища. Труды института «КазМеханобр».-1970. //Сб. 4. - С.225-230.

7. Sheffer Н. W., Evans L. G. Copper leaching practices in the Western United States.// U. S. Bureau of Mines Information Circular 1968- 8341

8. Иванов В. И., Степанов Б. А., Применение микробиологических методов в обогащении и гидрометаллургии. - М., 1960. - С.87

9. J. Е., MacDonald R .J. С. The effect of sodium chloride on the dissolution of chalcopyrite under simulated dump leaching conditions. //Met.Trans, 1971. - V.2. -№8. -P.2310-2312.

10. Шурыгин Ю. А., Халезов Б. Д. Исследование выщелачивания забалансовых окисленных и смешанных руд Кальмакырского месторожде-ния//Цветные металлы.- 1974. -№5. - С.68-71.

11. Harris J. A. // Proc. Aust. Inst. Min. Met. 1969. -V. 230. -P. 81-92.

12. Brimhall D. В., Wadsworth M. E. Oxygen Consumption in Dump Leaching. Presented Annual Meeting of the American Institute of Mining, Metallurgical and Petroleum Engineers, San Francisco, February, 1972, preprint 72-B-24. Accepted for publication, Trans. Soc. Min. Eng., AIME.

13. Fletcher J. B. //Trans. Soc. Min. Eng. 1971.- v. 250.- P. 310-314.

14. Ceupta R. C., Sant B. R. Beneficiation of low grade Dres by microbial leaching //J. Sci and Jnd. Res.- 1970.- №8.-P.372-377.

15. Discussion the paper: " Metal winning from low grade ore by bacterial leaching" by A. W. Fletcher //Trans. Inst. Mining and Met. - 1971.-P.114-116, june.

16. Абакумов В. В., Голощик А. И., Крючков В. А., Бердышева Г.В., Дорфман И.Н. Оптимизация процесса микробиологического выщелачивания руд методом математического планирования экспериментов. // Труды института «Унипромедь».- 1971. -В 14.- С.178-183.

17. Бескаравайный Н.М., Поздеев В.А. Теоретические основы измерения импульсных давлений в жидких средах.- Киев: Наукова Думка, 1981.-С.5-6.

18. Мечев В.В., Бочаров В.А., Рыскин М.Я. Совершенствование существующих и создание новых комбинированных прорывных технологий на основе сочетания обогатительных и химико-металлургических методов : На-уч.тр. института «Гинцветмет». - М., 1990. - С. 4-19.

19. Снурников А.П. Комплексное использование минеральных ресурсов в цветной металлургии. - М.: Металлургия, 1986. - 364 с.

20. Набойченко С. С. Автоклавная переработка медно-цинковых и цинковых концентратов. - М.: Металлургия, 1989. - 112с.

21. Черняк А. С. Химическое обогащение руд. - М.:Недра, 1987. - 224с.

22. Смирнов В.И., Тихонов А.И. Обжиг медных руд и концентратов. Свердловск: Металлургиздат, -1958. - 280 с.

23. Снурников А.П., Ларин В.Ф. - // Исследование в области химии и технологии минеральных солей и окислов. М. - Л.: Наука, 1965.- С. 161 - 166.

24. Снурников А.П., Ларин В.Ф. - //Металлургия цветных и редких ме-талло: Сб. науч.трудов ин-та «ВНИИцветмет», Усть-Каменогорск. 1967.-№ 10.- С. 3-12.

25. Снурников А.П., Ларин В.Ф. //Цветные металлы.- 1969.- № 9.- С. 45

-47.

26. Набойченко С.С., Смирнов В.И. Гидрометаллургия меди. -М.: Металлургия, 1974.- 272с.

27. Диомидовский Д.А. Металлургические печи цветной металлургии.-М.: Металлургия, 1970.- 287с.

28. Букетов Е.А., Малышев В.П. Технологчиеские процессы шахтного обжига в цветной металлургии. - Алма-ата,: Наука, 1973. - 352 с.

29. Heiligenstaedt Werner. Der Vöklinger Querstromschachtofen zum Brennenvon kleinstückingen Kalkstein. //Stahlund Eisen.- 1957,- 11.- № 1-P. 421-426.

30. Пат. Англии № 849717 от 28. 09. 60. Improvements in a method for the heat treatment of materials in vertical shaf furnace/ Felix Leopold Kafka.

31. Колесников H.A., Козьмин Ю. А., Гецкин Л. С. Спекание меде-электролитных шламов с содой в кипящем слое //Цветные металлы.- 1965.-№ 4.-С. 62.

32. Бурдаков Ю. Д., Кирр Л. Д., Букетов Е. А., Малышев В. П., Шкодин В. Г., Попрукайло Н. Н. К вопросу о способах спекания медеэлектролитных шламов: Тр. Ин-та Унипромедь-1966.-, Вып. 9. -С.276-280.

33. A.C. № 283579 СССР Способ спекания гранулированных материалов/ В. П. Малышев, Л. Д. Кирр, В. Г. Шкодин, В. Е. Малков, В. П. Гаргала, А. И. Полубояринов, Ф. П. Балдин; Заявл. 4. 06. 69; Опубл. 06. 10. 70; Бюлл. №31.1970,

34. Вольдман Г. М. Совершенствование технологии обжига молибде-нитовых концентратов в кипящем слое. Автореф. Дис.- М., 1966. -50 с.

35. Мулдагалиева Р. А., Угорец М. 3., Махметов М., Полукаров А. Н. Термодинамические излучение взаимодействия двуокиси селена и окиси цинка. // Химия и технология селена, теллура и редких щелочных металлов.-Алма-Ата, Наука, 1969.-С. 24-33.

36. A.C. № 261693 СССР Печь для термической обработки гранулированных материалов// Е. А. Букетов, Д. Н. Абишев, В. П. Малышев, Н. Н. По-прукайло, Б. Б. Ливер, М. Н. Шарифов, Г. 3. Насыров; Заявл. 29. 6. 67; Опубл.

13.01. 70;Бюлл. № 5. - 1970.

37. Колпаков JI. Е. Переработка титано-магнетитовых руд в Финлян-дии//Бюлл. научно-техн. общ. и техн. Совета Чусовского металлургического завода.- 1959.- № 1.-С.36-47.

38. Ливер Б. Б. Пути улучшения работы КирАЗа //Тезисы докл. научно-техн. совещания: Пути дальнейшего развития производства глинозема: Л., 1968.-С. 10-22.

39. Малышев В. П., Букетов Е. А., Березин Г. Г. Применение шахтной печи для активации платинового катализатора на шариковом алюмосиликате// Высокотемп. гетерог. проц.- Алма-Ата: Наука, 1967.-С. 85-90.

40. Шумейко А. А., Смогоржевский С. И., Катаев Ю. В., Кожемякин Б.А., Орехов В. П., Макалкина А. Ф., Спевак П. Д., Шапошникова С. Т., По-лищук С. С. О хлорировании цирконового концентрата в шахтной печи непрерывного действия//Цветные металлы.-1968.- № 4.-С. 72-75.

41. A.C. № 177070 СССР. 11Г228П Шахтная электропечь для селективного хлорирования хромсодержащего сырья/ С.П. Солянов, Т.С. Шибне-ва, A.B. Покровский, Н. И. Синцов, Г. Ф. Фефенова; Заявл. 28. 05. 64; Опубл.

11.02. 66; Бюлл. № 11. 1966,.

42. Кононов Н.Г., Клушин Д.Н., Степанов Е.М., Ясафов А.Ф. Обжиг молибденовых концентратов в печи КС с наложением электрического поля// Цветные металлы.- 1969.- № 2.-С. 65-71.

43. А.С. № 232138 СССР Газопроводящий короб. // В. П. Малышев, Е. А. Букетов, И. В. Егорова; Заявл. 24. 08. 67; Опубл. 28. 11. 68; Бюлл. №36. 1968.

44. Пат. № 154997 Швеция Anordning for beskickningav schaktugnar, foretramesugnar/ E. T. A. Tesch, J. E. Johansson; Заявл.26.06.56.

45. Пат. № 38001 Польша Urzardzeniedoladowania grudek rudydopiec aszybowego/ Z. Krotkiewski, B. Sewerynski; Заявл.08.12.55.

46. Пат.№ 87425 Чехословакия Dvojityu zaversachtovy chpeci/ K. Cerny

47. Пат. № 806752 Англия Improvements in or relating to charging devicus for schaft furnaces or the like/ G. H. I. Cruse; Заявл. 31. 12. 58.

48. Пат. ФРГ № 1035367 Beschicknung seinrichtungfur Schachtofen/ W. Wenzel, K. Gretche, F. Kaufman; Заявл. 08. 01. 59.

49. Пат. № 177205 Швеция Anordning for beskicknungav schaktungnar/ J. E. Wiklund; Заявл.14. 11. 61.

50. Пат. № 570870 Бельгия-De chargement des foures a cuve, notam-ment des hautsfourneunx; Заявл. 17. 11.61

51. Пат № 3064960 США Apparatus for removing burnt or calcined material from furnaces / K. Beckenbach; Заявл. 20. 11. 62.

52. Пат. № 257943 Австралия Circular shaft kiln discharge grate/ L. H. Brakel, J. B. Jones; Заявл. 25. 02. 65.

53. Галицкий H. В., Хлопков JI. П., Цветков В. И., Шипилов В. Ф., Лысцов А. И. Разработка конструкции шахтного хлоратора непрерывного действия для хлорирования титансодержащих материалов: Сб. Всесоюзн. научно—исслед. и проект, ин-та титана. -М., 1968.- 2.-С. 76-78.

54. Березин Ю. Л. Рудные питатели в схемах автоматизации процессов тонкого измельчения// Автоматизация производ. Процессов.- Алма-Ата: Наука. 1968.- С. 159-163.

55. Резник И. Д., Зебережный И. И., Смола В. И., Кондаков Е.А., Чер-кун П. И., Мандрик Д. И., Сорокина В. С., Мартынов О. В. Полупромышлен-

ные испытания хлоридовозгонки окатышей из пиритных огарков с улавливанием хлоридов/ЛДветные металлы.- 1969.- № 4.-С.45-51.

56. Мулдагалиева Р. А., Угорец М. 3., Махметов М., Полукаров А. Н. Термодинамические излучение взаимодействия двуокиси селена и окиси цинка// Химия и технология селена, теллура и редких щелочных металлов.-Алма-Ата. Наука, 1969.-С. 24-33.

57. Лейзерович Г. Я. Основные проблемы обжига в кипящем слое. //Применение в СССР процессов обжига в кипящем слое.- М., ЦНИИцветмет, 1960.-С.5-23.

58. Романенко А.Г. Обжиг известняка в шахтных печах // Металлург. -I960.-№5.-С. 38-39.

59. А.С. № 124120 СССР Шахтная печь для непрерывного обжига и агломерации рудной шихты/ Н.А. Фокин, В.Г. Вычеров; Заявл. 20.11.59//РЖМ. - 1960. - № 10. - 22987П.

60. Пат. № 3084922. США, Calcining and ore reduction oven кл. 263-29. / John A. Fagnant: Заявл. 27.06.61; Опубл. 09.04.63.

61. Буткевич Б.К. Обжигальщик извести на шахтных печах. - М.-Л.: Изд. ОНТИНКТП. - 1936.

62. Пат. № 3355158. США, Good William R. Shaft kiln [Harbison Walker Refractories Co.]. -кл. 263-29. / William W. Campbell, Carl E. Rossi; Заявл. 26.04.66; Опубл. 28.11.67.

63. Morawski Frederick P. The story of Erie Mining Company. The pelletiz-ing process // Mining Engng. - 1963. - 15. - № 5. - P. 48-52.

64. Roasting ores. Soc. fives Lille-call. April, 21, 1964 (April, 23, 1963), № 16472/64 Heading C.J.A. [Also in Divi - B51 and F4]. Рефераты патентных заявок. Великобритания. - C.I. 4-10, 1057776. - ЦНИИПИ. 1968 (Abridgments of Specifications).

65. А.С. № 123170 СССР Кольцевая шахтная обжиговая машина/ Н.З. Плоткин, Г.Г. Орешкин, А.К. Рудаков; Заявл. 23.10.59; РЖМ. - 1960. - № 8. -17004П.

66. Пат. № 1043364 ФРГ Röstofen / Franz Schmelzer; Заявл. от 30.04.59.

67. Пат. № 2891 Япония Печь для обжига руды.кл.15. - F 221/ Эйкити Сайто, Сакухира Кобаяси; Заявл. 21.06.60; Опубл. 15.02.65.

68. Пат. № 2804 Япония Шахтная печь для сушки окатышей (Кавасаки СейтецуКабусики Кайся)/ Сидзуо Хорада; Заявл. 16.04.56.

69. Пат. № 3356351 США Vertical lame kiln [Union Carbide Corp.]. кл. 263-30. / James E. Roberts, James В Wilson; Заявл. 10.09.65; Опубл. 05.12.67.

70. Пат. № 22555 Япония Печь для обжига с наклонными перегородками Хейсаку/ Кобаяси; Заявл. 21.11.61.

71. Пат. № 105474 Чехословакия Kontinuálni kaská dové zarizenina propékánipellet energetick ychodpady, dülnichhlusin, zeminne borudzajejich valive hopohubu, кл. 18a, 1/13/ Vilém Langer; Заявл. 03.09.60; Опубл. 15.11.62.

72. Меклер Л.И., Букетов Е.А., Малышев В.П., Акимов Б.П., Березин Г.Г., Симкин Э.А., Егизаров A.A., Городецкий М.И. Полупромышленные испытания по обжигу гранулированного некондиционного молибденового кон-центрата//Химия и технология селена, теллура и редких щелочных металлов. -Алма-Ата: Наука, 1969. - С. 58-71.

73. Пат. № 2803 Япония Шахтная печь для обжига окатышей (Кавасаки Сейтецу Кабусики Кайся)./ Сидзуо Хорада; Заявл. 16.04.56.

74. Пат. № 251 Япония Способ обжига пылевидной руды / Тоите Накадзима; Заявл.21.01.61.

75. Инновационый патент PK № 17391. Шахтная печь для комбинированного обжига/ Жумашев К., Юн Р.Б., Турумбетов У.А., Нарембекова А. Опубл. в Бюлл. 2006, № 5.

76. Тарасов A.B. Производство цветных металлов и сплавов. Справочник в 3-х томах. Производство тяжелых цветных металлов. Т.2. Кн. 1. - М.: Металлургия, 2001. - 408 с.

77. Малышев В.П., Телешев К.Д., Нурмагамбетова A.M. Разрушаемость и сохранность конгломератов.- Алматы: НИЦ «FbuibiM», 2003. 336 с

78. Малышев В.П. Математическое описание результатов многофакторного эксперимента, проведенного по методу Зейделя-Гаусса// Вестник АН Каз ССР.-1978.-№4.-С.31-38.

79. Малышев В.П. Кинетический и технологический анализ обобщающих математических моделей химико-металлургических процессов// Доклады Национальной академии наук РК.- 2008. №2. -С. 13-18.

80. Дукарский О.М., Закурдаев А.Г. Статистический анализ и обработка данных на ЭВМ «Минск-22».-М.¡Статистика, 1971.-179 с.

81. Малышев В.П. К определению ошибки эксперимента, адекватности и доверительного интервала аппроксимирующих функций // Вестник МОН и НАН РК.- 2000. - №4.- С. 22-30

82. Жумашев К.Ж., Токбулатов Т.Е., Каримова JI.M., Кайралапов Е.Т., Жиембаева Д.М., Гейнц JI.B. Изучение характеристик забалансовых руд Жезказганского месторождения и проверка возможности их переработки гидрометаллургическими методами// Технология производств металлов и вторичных материалов - 2010.-№2(18). - С.43-51.

83. Разработка технологии и технологического регламента гидрометаллургической переработки забалансовых медносульфидных руд Жезказган-ского_региона: Отчет о НИР.- Караганда, Химико-металлургический институт им. Ж. Абишева, 2010. - 86 с.

84. Каримова Л.М., Кайралапов Е.Т.Исследования по измельчению забалансовой медносульфидной руды Жезказганского месторождения// Проблемы освоения недр в XXI веке глазами молодых: Материалы Международной молодежной научной школы. Том 2.- М: ИПКОН РАН, 2012 - С. 425-428.

85. Каримова Л.М., Кайралапов Е.Т. О возможности применения кинетической модели измельчения с использованием забалансовой медносульфидной руды Жезказганского месторождения// Альянс наук: вчений - вчено-му:Матер1али VIII М1жнародно1 науково-практично1 конференцн, Дншропетровськ, 2013 - Т.4-С.13-17.

86. Каримова JI.M., Кайралапов Е.Т. Об использовании вероятностной модели измельчения руды к работе в лабораторной шаровой мельнице// БУДУЩЕЕ НАУКИ- 2013: Материалы Международной молодежной научной конференции, Курск, 2013 -Т.З -С.38-41.

87. Каримова Л.М., Каримов P.M., Кайралапов Е.Т. Дополнение и опытная проверка вероятностной модели измельчения забалансовой медно-сульфидной руды применительно к мокрому измельчению в шаровых мельницах //КИМС, 2013.

88. Инновационный патент РК 2010/1431.1 от 24.11.2010 Способ комплексной переработки бедных забалансовых сульфидных руд и концентратов./ К.Ж. Жумашев, Л.М. Каримова, Е.Т. Кайралапов, Т.Е. Токбулатов, А.Б. Юн . Бюл.№ 12 Опубл. 20.12.2011.

89. Lyutsia Karimova, Yerlan Kayralapov, Kalkaman Zhumashev. Study of the preparation of draft copper concentrate Annensky deposit for roasting// Journal of Materials Science and Engineering A2 (9) (2012).USA - P.602-609.

90. Жумашев К.Ж., Каримова Л.М., Юн А.Б., Токбулатов Т.Е., Кайралапов Е.Т., Жиембаева Д.М. Исследования процесса сульфатизирующего обжига чернового медного концентрата забалансовой руды Анненского месторождения// Вестник Южно-уральского государственного университета. Сер. Металлургия.- 2012.- Вып. 18. - С.91-96.

91. Беляев C.B., Оралов Т.А., Малышев В.П. О методе расчета степени обезвоживания при термообработке материала в печи с наклонной газораспределительной решеткой // Комплексное использование минерального сырья. - 1994. - № 2. - С. 80 - 83.

92. Жумашев К.Ж., Каримова Л.М., Кайралапов Е.Т. Изучение автоген-ности обжига некондиционного чернового медного концентрата воздухом, обогащенным кислородом// Фундаментальные и, прикладные исследования, разработка и применение высоких технологий в промышленности: XI Меж-

дун. научно-практич. конф. 27-29 апреля 2011 г. г. Санкт-Петербург, 2011 Том 1.- С. 170-172.

93. Жумашев К.Ж., Каримова Л.М., Кайралапов Е.Т. К вопросу о влиянии расхода воздуха, обогащенным кислородом на возможность автогенно-сти обжига некондиционного чернового медного концентрата// Наука и образование - ведущий фактор стратегии «Казахстан - 2030»: Труды Меж-дун.научн.конф. (Сагиновские чтения№3).- Караганда, КарГТУ 2011.-Ч.З.-С.141-143.

94. Жумашев К.Ж., Каримова Л.М., Кайралапов Е.Т., Имангалиева А.Т. Изучение влияния сульфатизации серной кислотой чернового сульфидного концентрата для автогенности обжига// Гетерогенные процессы в обогащении и металлургии : Материалы Международной научно-практической конференции Абишевские чтения-2011.- Караганда, 2011- С. 157-160.

95. Каримова Л.М., Кайралапов Е.Т., Жумашев К.Ж. Оптимизация условий обеспечения автогенности обжига медного сульфидного концентрата// Вестник Магнитогорского государственного технического университета им. Г.И.Носова.- 2012. -№1(37). - С.16-18.

96. Малышев В.П. Детерминация экстремальной зависимости при аппроксимации экспериментальных данных //Новости науки Казахстана.- 2010. -№1. -С.21-26.

97. Каримова Л.М., Жумашев К.Ж., Малышев В.П., Кайралапов Е.Т. Оптимизация процесса обжига некондиционных медных сульфидных концентратов //КИМС. - 2011.-№2(275).-С.56-67.

98. Кайралапов Е.Т., Каримова Л.М., Жумашев К.Ж. Изучение зависимости расхода воздуха и содержания серы в некондиционных медных концентратах на оптимизацию обжига // Актуальные проблемы науки: Между-народн. научн.- практ. конф.- В.УП. - Кузнецк.- 2011 сентябрь.- Т.Ш. - С.48-51.

99. Пилоян Г.О. Введение в теорию термического анализа. - М.: ИЛ, 1961.-С. 294.

100. Жумашев К.Ж., Каримова Л.М., Кайралапов Е.Т. Лабораторные исследования процесса обжига медного сульфидного концентрата и выщелачивания обожженного продукта // Актуальные вопросы технических наук: Мат-лы Международн. заочной научн. конференции. Пермь,2011. -С.59-62.

101. Каримова Л.М., Жумашев К.Ж., Кайралапов Е.Т. Исследование процесса выщелачивания обожженного чернового концентрата руды Аннен-ского месторождения// Aplikovane vedecke novinky-2011: Materialy VII Mezinarodni vedecko-prakticka conference, 2011 roku, Praha,Dil 7.2011. - P.3-6.

102. Каримова Л.М., Кайралапов E.T., Жумашев К.Ж., Юн А.Б., Токбулатов Т.Е. Исследование процесса сернокислотного выщелачивания огарка после обжига чернового концентрата руды Анненского месторождения Жез-казганского региона//КИМС, 2011.-№4(277). - С. 34 - 40.

103. Саргсян Л.Е. Активированный сульфатизирующий обжиг халькопи-ритного концентрата для серно-кислотного выщелачивания / Л.Е. Саргсян, A.M. Оганесян //Известия вузов. Цветная металлургия. - 2010. - №5 - С. 1113.

104. Саргсян Л.Е. Обжиг сульфидно - цинкового концентрата с получением преимущественно сульфатного огарка для эффективного выщелачивания / Л.Е. Саргсян, A.M. Оганесян //Цветные металлы. - 2006. - №7. - С. 16

105. Малышев В.П. Вероятностно - детерминированное отображение -Караганда: «Еылым», 1994.- 310 с.