ПУТИ СНИЖЕНИЯ ПОТЕРЬ ЗОЛОТА В АВТОКЛАВНОЙ ТЕХНОЛОГИИ ПЕРЕРАБОТКИ УГЛИСТЫХ ЗОЛОТОСОДЕРЖАЩИХ КОНЦЕНТРАТОВ тема диссертации и автореферата по ВАК РФ 05.16.02, кандидат наук Фоменко Илья Владимирович

• Фоменко Илья Владимирович
• кандидат наук
• 2016

Оглавление диссертации кандидат наук Фоменко Илья Владимирович

Введение

1 Обзор технологии переработки углеродсодержащих золотосульфидных материалов

1.1 Методы переработки углеродсодержащих золотосульфидных материалов

1.2 Особенности высокотемпературного автоклавного окисления углеродсодержащих золотосульфидных концентратов

1.3 Постановка задачи исследований

2 Термодинамическая модель поведения золота в автоклавных условиях

2.1 Термодинамическое описание высокотемпературных процессов в системе газ-раствор-твердое

2.2 Описание поведения компонентов системы при автоклавном окислении

2.3 Выводы по главе

3 Изучение механизма влияния хлорид-иона на формирование потерь золота

3.1 Характеристика исследованных материалов

3.2 Методика экспериментов

3.3 Влияние состава фаз и параметров автоклавного окисления на извлечение золота

3.4 Исследование механизма действия хлорид-иона на извлечение золота

3.5 Выводы по главе

4 Применение защитных реагентов в автоклавной технологии для повышения извлечения золота

4.1 Варианты защитных реагентов

4.2 Действие ртуть содержащих реагентов

4.3 Выводы по главе

5 Пилотные испытания и технико-экономическая оценка автоклавной технологии с использованием солей ртути

5.1 Методика проведения пилотных испытаний

5.2 Результаты пилотных испытаний

5.3 Мировая практика переработки ртутьсодержащих золотосульфидных материалов

5.4 Технологические аспекты применения ртуть содержащих добавок

5.5 Анализ устойчивости показателей автоклавной технологии

5.6 Технико-экономическая оценка эффективности применения защитных реагентов для переработки концентратов месторождения Маломыр

5.7 Выводы по главе

Заключение

Список сокращений и условных обозначений

Список литературы

Приложения

Приложение А - Термодинамическая база данных

Приложение Б - Учитываемые при моделировании компоненты раствора

Приложение В - Уравнения равновесий в системе

Приложение Г - Уравнения окислительно-восстановительных реакций и результаты расчета стандартных ОВП

Приложение Д - Расчет равновесий в системе H2SO4 - H2O

Приложение Е - Расчет коэффициентов степени опасности для компонентов хвостов автоклавной переработки концентратов месторождения «Маломыр»

Приложение Ж - Ответ от компании Cherokee Chemical Company Inc. на запрос о стоимости реагента UNR829

Введение

Введение диссертации (часть автореферата) на тему «ПУТИ СНИЖЕНИЯ ПОТЕРЬ ЗОЛОТА В АВТОКЛАВНОЙ ТЕХНОЛОГИИ ПЕРЕРАБОТКИ УГЛИСТЫХ ЗОЛОТОСОДЕРЖАЩИХ КОНЦЕНТРАТОВ»

Актуальность темы

В настоящее время в нашей стране все больше возрастает интерес к эффективной переработке золотосульфидных руд. Это в первую очередь связано с истощением запасов легко перерабатываемых кварцитовых или окисленных руд. А во вторую очередь с увеличением стоимости золота на мировых рынках, что обеспечивает рентабельность переработки как низкосортных руд, так и руд требующих сложной переработки для извлечения золота.

Часто при переработке золотосульфидных руд невозможно достичь высокой степени извлечения золота методом традиционного цианирования. Эти руды, извлечение золота из которых методом традиционного цианирования не превышает 70 - 80 %, принято называть упорными [1].

Упорность золотосульфидных руд, как правило, связана с тесной ассоциацией золота с сульфидными минералами. Такое золото называется невидимым, так как не поддается обнаружению оптическими микроскопами.

Тесная ассоциация золота с сульфидами является результатом образования твердых растворов или же вкрапления коллоидных частиц (менее 5 мкм) золота в сульфидный материал [2]. Форма нахождения золота зависит непосредственно от уникальных условий генезиса каждого месторождения.

Наиболее часто золото находится в ассоциации с пиритом (FeS2) и арсенопиритом (FeAsS), и реже встречается совместно с другими сульфидами: аурипигмент (As2Sз), реальгар (As2S2), стибнит (Sb2Sз), халькопирит (CuFeS2), тетраэдрит (CuзSbSз) [3].

Упорные золотосульфидные материалы требуют предварительной переработки для достижения приемлемого уровня извлечения золота при их последующем цианировании. Все методы предварительной обработки сводятся к разрушению сульфидной минеральной матрицы с целью высвобождения золота.

В мировой практике вскрытия сульфидных материалов существуют несколько широко применяемых технологий переработки, включающие как пирометаллургические, так и гидрометаллургические способы [4].

Присутствие в руде углистого вещества вызывает дополнительные трудности. Природное углистое вещество зачастую проявляет сорбционную активность к цианистым комплексам золота, что приводит к снижению извлечения золота при цианировании материалов без дополнительной обработки [5]. В некоторых случаях даже небольшое количество природного углистого вещества способно сорбировать значительные количества золота за счет малых размеров зерен углистого вещества и высокой пористости [6].

Углистое вещество присутствует во многих золотых месторождениях по всему миру, в том числе и в России [4].

Как правило, преодолеть проблему сорбционной активности углистого вещества удается путем использования более сильных сорбентов: активированных углей или ионообменных смол. Практика использования сорбционного цианирования хорошо зарекомендовала себя. Однако, использование сорбента не всегда оказывается достаточным, иногда сорбционная активность природного углистого вещества оказывается даже выше, чем у активированного угля. В этих случаях применяют нестандартные методы, которые, как правило, направлены на пассивацию углистого вещества. К таким нестандартным технологиям можно отнести применение керосина и парафина [7], которые механически блокируют поверхность природного углистого вещества.

Руды, одновременно содержащие тонкодисперсное золото и углистое вещество, принято называть рудами двойной упорности. В этом случае применяемые технологии оптимизируют таким образом, чтобы избежать условий действия углистого вещества, или даже подавить его сорбционную активность в процессе переработки материала.

Наиболее эффективным методом, обеспечивающим практически полное разложение углистого вещества и вскрытие сульфидов, является обжиг. Однако, этот метод переработки плохо подходит для мышьяковистых руд, или руд, содержащих другие ядовитые и летучие вещества (например, ртуть).

Гидрометаллургические технологии вскрытия более подходят для переработки таких концентратов и руд двойной упорности. Ядовитые вещества в

этом случае распределяются между твердой фазой и раствором и практически не переходят в газовую фазу, что упрощает последующие операции обезвреживания данных соединений.

К таким гидрометаллургическим технологиям относятся биоокисление и автоклавное окисление. Однако известно, что биоокисление более чувствительно к минералогии сырья и в ряде случаев не обеспечивает полного вскрытия сульфидов.

Автоклавный метод подходит для переработки концентратов и руд двойной упорности, однако присутствие углистого вещества в процессе автоклавного окисления способно вызывать нежелательные потери золота. Известно, что потери золота, связанные с углистым веществом, начинают увеличиваться при повышении концентрации хлорид-иона в растворе автоклавного окисления. Теоретические основы данного процесса остаются плохо изученными, а в литературе имеется только набор выявленных эмпирических закономерностей.

Цели работы. Исследование механизма влияния хлорид-ионов на извлечение золота при переработке углеродсодержащих золотосульфидных концентратов месторождения Маломыр по стандартной автоклавной технологии. Исследование путей модернизации стандартной автоклавной технологии с целью повышения извлечения золота.

Идея работы: разработка научных основ механизма влияния хлорид-иона на извлечение золота в процессе автоклавного окисления углеродсодержащих золотосульфидных материалов с последующей экспериментальной проверкой полученных выводов.

Для достижения поставленной цели решались следующие задачи:

1. Составление термодинамической модели и анализ поведения золота и основных компонентов раствора на примере автоклавного окисления концентратов месторождения Маломыр.

2. Изучение влияния состава фаз и параметров автоклавного окисления на последующее извлечение золота.

3. Изучение влияния углистого вещества и хлорид-ионов на извлечение золота.

4. Исследование возможности химического связывания хлорид-ионов.

5. Выдача рекомендаций по повышению извлечения золота и проведение пилотных испытаний для подтверждения их эффективности.

6. Проведение технико-экономических расчетов по определению рентабельности разработанных мероприятий.

Объектом исследования является флотационный углеродсодержащий золотосульфидный концентрат, полученный при обогащении руды месторождения Маломыр (Амурская область, ОАО УК «Петропавловск»).

Теоретической и методологической основой являются работы российских и зарубежных ученых в области теории и практики автоклавного окисления сульфидных золотосодержащих руд и концентратов, в том числе содержащих углистое вещество, а также термодинамического описания высокотемпературных процессов, таких как Л.В. Чугаев (1912), С.С. Набойченко (2009), H.C. Helgeson (1914, 1914, 1916, 1981, 1988, 1994), H.H. Huang (2008), J.D. Miller (2005), G.L. Simmons (1996, 1998), S.L. Chryssoulis (2005), C.A. Fleming (1992, 2002, 2008), V.J. Ketcham (1993), J. Avraamides (1985), E. Krause (1988), M.H. Conway (1990) и др.

Методы исследования включают лабораторные опыты, пилотные испытания, статистический и сравнительный анализ, физико-химическое моделирование. Составы твердых фаз изучены химическим, пробирно-гравиметрическим, пробирно-атомно-абсорбционным методами анализа. Для анализа растворов использовали химический и атомно-эмиссионный с индуктивно связанной плазмой (ICP) и титраметрические методы анализа.

Измерение рН и окислительно-восстановительного потенциала проводили с помощью pH-метра HANNA с соответствующими электродами.

Термодинамические расчеты выполнены с использованием HKF модели и термодинамических констант, приведенных в приложении OrganoBioGeoTherm, а также представленных в первичных исследовательских статьях.

Научная новизна работы:

- Впервые составлена термодинамическая модель поведения золота и основных компонентов системы для условий автоклавного окисления. Показано,

что при высоких ОВП в системе могут протекать процессы окисления-растворения золота, даже при концентрациях хлорид-иона, не превышающих 10 мг/дм3.

- На основании выполненных термодинамических расчетов впервые дано теоретическое объяснение известного из практики влияния на извлечение золота таких факторов как температура процесса, концентрация хлорид-иона и кислотность раствора.

- Теоретически предсказано ранее не известное влияние на извлечение золота таких факторов, как ОВП и наличие хлорид-связывающих ионов в автоклавном растворе.

- Теоретически обосновано и экспериментально показано, что негативное действие хлорид-иона проявляется только при высоких степенях окисления материала, то есть при высоких значениях ОВП.

- Экспериментально определена сорбционная активность углистого вещества концентрата Маломыр по отношению к золотоцианистому комплексу как до, так и после автоклавного окисления материала. Показано, что потери золота происходят в процессе автоклавного окисления и при определенных условиях могут в 10 - 20 раз превосходить потери, связанные с сорбционной активностью углистого вещества по отношению к золото-цианистому комплексу.

- Найдены эффективные реагенты, минимизирующие отрицательное влияние углистого вещества и хлорид-иона на извлечение золота. Показано, что такими реагентами являются соли ртути (II). Предложен механизм действия реагентов.

Теоретическая и практическая значимость:

1. На основании составленной термодинамической модели выполнено описание поведения золота при автоклавном вскрытии золотосодержащих концентратов двойной упорности и показаны методы воздействия на процесс с целью повышения извлечения золота.

2. На примере автоклавного окисления концентрата Маломыр проверена эффективность разработанных мероприятий. Показано, что предлагаемые методы позволят извлекать более 90 % золота из концентратов с содержанием Сорг до 1,5 %

даже при содержании хлорид-иона в растворе на уровне до 30 мг/дм3. Технология рентабельна и будет эффективна для других углеродсодержащих золотосульфидных концентратов.

3. Произведена оценка влияния вводимых в процесс солей ртути на экологию. Показано, что около 80 % вводимой в процесс ртути может быть извлечено на цианировании и возвращено в процесс. На стадии автоклавного окисления переходящая в газовую фазу ртуть может быть извлечена путем очистки абгаза. Показано, что содержание ртути в отвальных хвостах составляет около 10 г/т, данное содержание ртути не оказывает влияние на класс опасности.

Обоснованность и достоверность научных положений, выводов и результатов обеспечена применением современных методов анализа, сходимостью теоретических и экспериментальных результатов, большим объемом экспериментальных лабораторных исследований, а также проверкой лабораторных данных в режиме непрерывных пилотный испытаний.

Личный вклад автора заключается в проведении теоретических расчетов, в том числе в построении термодинамической модели поведения золота и основных компонентов системы в условиях автоклавного окисления, в выполнении экспериментов по автоклавному окислению упорных золотосульфидных материалов, в планировании и проведении пилотных испытаний, а также в анализе и обобщении полученных результатов, в том числе проведении технико-экономических расчетов по определению эффективности разработанной технологии.

Основные защищаемые положения:

1. Модель теоретического описания поведения основных компонентов системы при высокотемпературном автоклавном окислении сульфидных материалов позволяет определить параметры системы и влияние на растворимость золота параметров процесса: концентрации хлорид-иона, парциального давления кислорода, кислотности раствора, ОВП раствора и др.

2. Исследования механизма захвата золота природным углистым веществом показало, что потери по хлоридному механизму происходит в конце

автоклавного окисления с высокой скоростью, снижение степени окисления материала позволяет повысить извлечение золота из концентратов «Маломыр» на 10 - 15 %. Применение специальных реагентов, содержащих ртуть или серебро, в автоклавной технологии позволяет повысить извлечение золота на 2 - 20 %, устраняя действие хлорид-иона до 30 мг/дм3 и присутствия природного углистого вещества до 1,7 %.

3. Технологическая схема гидрометаллургической переработки флотационного концентрата месторождения «Маломыр», включающая в себя кислотную обработку исходного концентрата, добавку ртутьсодержащего реагента с расходом 50 г на тонну концентрата, автоклавное окисление при температуре 225 °С и парциальном давлении кислорода 0,5 МПа, с последующим кондиционированием окисленной пульпы при температуре 95 °С в течение 2 часов, позволяет эффективно подготовить материал к цианированию, и обеспечить стабильно высокое извлечение золота в диапазоне 93 - 95 %.

Апробация полученных результатов. Результаты работы докладывались и обсуждались на Международных конференциях: Цветные металлы 2012 и 2013 г. (Россия, Красноярск), ALTA 2013 и 2014 г. (Австралия, Перт), седьмом международном симпозиуме Hydrometaüurgy 2014 г. (Канада, Виктория).

Публикации. По теме диссертации опубликовано 12 работ, в том числе 4 статьи в рецензируемых журналах, рекомендованных ВАК РФ, получен патент на изобретение.

Структура и объем диссертации. Диссертация состоит из введения, 5 глав и заключения, изложенных на 159 страницах машинописного текста. Содержит 34 таблицы, 34 рисунка и список литературы из 117 наименований.

1 Обзор технологии переработки углеродсодержащих золотосульфидных материалов

Истощение запасов легкоизвлекаемого золота способствовало усилению интереса в золотоизвлекательной промышленности к переработке упорного сырья. Особенно значительным внимание к упорному золотосодержащему сырью и вариантам его переработки было в России, поскольку множество уже разведанных месторождений золота на территории РФ относятся именно к этому типу. Упорность материала вызвана тем, что значительная часть золота инкапсулирована в сульфидные минералы (как правило, в пирит и арсенопирит). Для эффективной переработки таких руд необходимо разрушение сульфидов, которое, как правило, достигается путем их окисления.

Многие руды также содержат углистое вещество, которое зачастую существенно усложняет извлечение золота. Такие углеродсодержащие золотосульфидные материалы принято называть материалами двойной упорности.

Сейчас крупным золотодобывающим компаниям приходится вовлекать в переработку материалы двойной упорности, переработка которых ранее считалась не рентабельной.

1.1 Методы переработки углеродсодержащих золотосульфидных

материалов

Переработка руд двойной упорности представляет сложную задачу. Во-первых, необходимо разрушить сульфидные минералы для высвобождения скрытого в них золота, а во-вторых, необходимо минимизировать потери золота, связанные с присутствием углистого вещества [8].

К настоящему времени разработаны различные технологии переработки руд двойной упорности. Общая схема переработки материалов приведена на рисуноке 1.1. Для вскрытия сульфидов в промышленности широко применяют обжиг, биоокисление и автоклавное окисление. Как правило, при выборе технологии рассматриваются эти 3 варианта. Принципиально все 3 варианта вскрытия сульфидов могут быть применены как к руде, так и к продуктам ее

обогащения.

Флотационное и гравитационное обогащение может быть проведено с высоким извлечением золота в концентраты. При этом масса концентратов в 10-20 раз меньше массы исходной руды, что существенно снижает капитальные затраты на их последующую переработку.

Добыча руды

Обогащение

Вскрытие золота

Извлечение золота

Получение сплава Доре

Рисунок 1.1 - Схема переработки упорных материалов

В России многие месторождения находятся в удаленных местах, и компании предпочитают проводить в непосредственной близости от месторождения только обогащение руды, а вскрытие и извлечение золота проводить на заводах расположенных ближе к необходимой инфраструктуре.

Значительная часть углистого вещества, присутствующего в рудах, обычно переходит в концентраты. Известны случаи (Киттила (Финляндия) [9], проект Маломыр (Россия) [10]), когда в ходе флотационного обогащения проводят дополнительное выделение углистого вещества в отдельный продукт. Несмотря на

потери золота, возникающие в результате выделения углерод содержащего концентрата, эта операция позволяет повысить сквозное извлечение золота, а также уменьшить чувствительность извлечения к параметрам процесса.

Углистое вещество проявляет сорбционную активность к комплексам золота. В процессе вскрытия сульфидов активность углистого вещества может, как уменьшиться, так и возрасти.

Извлечение золота после вскрытия, как правило, проводиться путем цианирования материала. Присутствие углистого вещества вынуждает применять искусственные сорбенты (ионообменные смолы или активированные угли) при цианировании материала. Добавка сорбента, как правило, позволяет полностью подавить сорбционную активность природного углистого вещества на этапе цианирования.

Обжиг

Окислительный обжиг начал развиваться раньше других технологий из-за относительной простоты процесса. Обжиг позволяет достаточно полно окислить не только сульфиды, но и углистую составляющую.

Температура обжига упорных сульфидных руд варьируется от 450 до 800 °С. Чаще всего обжиг проводят при температуре 550 °С [11].

На протяжении многих лет обжиг была традиционным методом переработки упорных золотосульфидных руд. Извлечения золота при цианировании огарка достигает значений 85 % и выше. Возникновение местных перегревов материала и кальцинация вторичной фазы отрицательно влияют на извлечение золота из огарка, что приводит к потерям золота и ограничению его извлечения [5].

Для полного окисления сульфидных минералов достаточно температур 550 - 650 °С. При более высоких температурах происходит спекание материала, отрицательно влияющее на извлечение золота из огарка. Углистое вещество окисляется труднее, и требует более высоких температур, желательно выше 700 °С. Таким образом, для получения приемлемых извлечений золота приходится искать оптимальные условия, при которых с одной стороны обеспечивается окисление/пассивация углистого вещества, а с другой минимальное спекание

материала.

Недостатком обжиговой технологии является образование значительных количеств газов, имеющих высокий уровень токсичности вследствие присутствия в них: ртути, мышьяка, сурьмы и др. Отчистка этих газов от этих компонентов весьма сложный и дорогостоящий процесс, необходимый, однако, для выполнения экологических норм.

Преимущества обжиговой технологии:

- простота управления процессом;

- низкие операционные затраты в случае обеспечения автогенности процесса;

- высокая интенсивность процесса;

- в ряде случаев возможна полная деактивация (выжигание) углистого вещества.

Недостатки технологии:

- высокое содержание токсичных примесей в отходящих газах;

- высокие капитальные затраты

- невысокое извлечение золота из-за спекания материала;

Бактериальное выщелачивание

На сегодняшний день бактериальное выщелачивание считается проверенной технологией переработки упорных золотосульфидных концентратов. С 1986 года эта технология успешно применяется на различных заводах и обеспечивает получение достаточно высоких извлечений золота на цианировании. Заводы, всего около двадцати запущенных на данный момент, работающих по данной технологии, есть по всему миру, в том числе и в России [12]. В России, до недавних пор, это была единственная внедренная технология переработки упорных золотосульфидных руд месторождения «Олимпиада» разрабатываемого компанией «Полюс Золото».

Бактериальное выщелачивание проводят с использованием различных бактерий. Наиболее изученной является ThiobaciUш ferrooxidans. Эта бактерия окисляет сульфиды железа (пирит и арсенопирит) в кислой среде и максимально

эффективна при температуре 30 - 40 °С.

Позднее с целью интенсификации процесса стали применять бактерии класса thermophiles, которые максимально эффективны при температурах от 45 до 55 °С, а также бактерии класса sulfolobus которые эффективны при температурах от 50 до 80 °С.

При бактериальном выщелачивании сульфидные минералы практически полностью окисляются. Углистое вещество окисляется только частично, что приводит к необходимости использовать искусственные сорбенты на этапе цианирования материала.

При бактериальной переработке материалов двойной упорности извлечение золота при последующем цианировании может достигать 90 - 95 % [13]. Однако необходимо отметить, что побочно образующаяся элементная сера связывает значительное количество цианида. В случае переработки концентрата флотации содержание элементной серы в окисленном материале может достигать 7 - 10 %

[14]. В результате, при цианировании материала, полученного методом бактериального окисления, расход цианида может составить 10 - 50 кг/т материала

[15].

Преимущества бактериального выщелачивания:

- Низкие параметры процесса позволяют использовать более дешевые материалы конструкции аппаратов.

- Технология более гибкая по отношению к колебаниям содержания сульфидной серы в концентрате, так как нет проблемы, связанной с поддержанием автогенности процесса, какая есть при обжиге и автоклавном окислении.

- В ходе биоокисления происходит только частичная пассивация углистого вещества.

Недостатки технологии:

- Большой объем реакторов биоокисления, вызванный низкой интенсивностью процесса.

- Неполное окисление наиболее упорных сульфидов, обычно пирита.

- В ходе процесса возможно образование значительного количества элементной серы, что приводит к чрезвычайно высоким расходам цианида на этапе извлечения золота.

Высокотемпературное автоклавное окисление

Существуют различные технологии автоклавного окисления золотосульфидных материалов, однако наибольшее признание получила технология высокотемпературного автоклавного окисления в кислой среде.

Суть процесса заключается в окислении кислородом золотосодержащих сульфидов при повышенных температурах и давлении. Впервые автоклавное окисление в промышленном масштабе было внедрено в США на месторождении МакЛафлин в 1986 году [16]. На данный момент действует более 10 заводов, использующих эту технологию [17]. В таблице 1.1 представлены основные параметры работы автоклавных заводов.

Автоклавное окисление проводят при температурах от 180 до 230 °С и давлении от 1,8 до 3,5 МПа, в горизонтальных многосекционных автоклавах, в непрерывном режиме [18]. Время пребывания материала в автоклаве от 45 до 200 минут.

Для обеспечения автогенности процесса автоклавного окисления необходимо содержание сульфидной серы в исходном материале не менее 5 % [19]. В противном случае возникает необходимость подогрева пульпы питания, для чего используют пар высокого давления или сбрасываемый из автоклава абгаз.

Таблица 1.1 - Заводы высокотемпературного автоклавного окисления в кислой среде

Завод Страна Тип материала Производительность, т/день Содержание сульфидной серы, % Содержание Сорг., % t, °С Год запуска Примечание, ссылка

МакЛафлин (McLaughlin) США Руда 2730 3 <0,1 180 1985 Закрыт, [16]

Сао Бенто (Sao Bento) Бразилия Концентрат 240 19 <0,1 190 1986 Закрыт, [16]

Гетчелл (Getchell) США Руда 2700 3 <0,1 210 1989 Закрыт, [16]

Голдстрайк (Goldstrike) США Руда 15000 2-2,5 <0,1 225 1990 [16]

Кэмпбелл (Campbell) Канада Концентрат 71 18 <0,1 195 1991 [16]

Поргера (Porgera) ПНГ Концентрат 1215 9 <0,1 195 1991 [16]

Кон (Con) Канада Конц. 90 15 <0,1 210 1992 Закрыт, [16]

Лоун Трее (Lone Tree) США Руда 2270 3 <0,1 190 1994 Закрыт, [16]

Твин Крикс (Twin Creeks) США Руда 7260 4 0,3-1 225 1996 [16]

Лихир (Lihir) ПНГ Руда / Концентрат 9000 7 <0,1 210 1997 [16]

Хилгроув (Hillgrove) Австралия Концентрат 24 9 <0,1 220 1999 Закрыт, [16]

Макрайс (Macraes) Новая Зеландия Концентрат 20 10 1-1,5 225 1999 [16]

Киттила (Kittila) Финляндия Концентрат 500 19 1,0-2,0 190 2008 [17]

Амурская ЗИФ Россия Концентрат 770 6,5 <0,1 200 2012 [17]

Пуэбло Виехо (Pueblo Viejo) Доминикана Руда 6000х4шт. 7,5 0,6 230 2014 [20]

Покровская ЗИФ Россия Концентрат 1200 21-24 0,1-1,0 225 2016 [21]

Березняковская ЗИФ Россия Концентрат 1000 12 <0,1 210 2016 [21]

В случае содержания в концентрате значительного количества сульфидной серы возникает необходимость охлаждения пульпы в автоклаве. Для охлаждения чаще всего используют холодную воду, которую подают непосредственно в реакционный объем, что приводит к разбавлению пульпы. Это наиболее простой способ компенсации избытка тепла, выделяющегося в процессе окисления.

При переработке высокосернистых концентратов для охлаждения может понадобиться до 7 - 8 т острой воды на 1 т окисляемого концентрата. В результате этого пульпа сильно разбавляется, увеличиваются необходимые размеры автоклава, растут размеры сгустителей противоточной промывки. На рисунках 1.2 и 1.3 представлены упрощенные технологические схемы заводов автоклавного окисления [16].

Рисунок 1.2 - Принципиальная схема технологии автоклавного окисления для руды или материала с недостаточным содержанием сульфидной серы для обеспечения

автогенности процесса [16]

Пульпа на выгрузке после автоклава проходит через самоиспаритель, где она охлаждается до 100 °С. Далее, в зависимости от содержания твердого, она либо целиком нейтрализуется, либо сгущается. В случае сгущения нейтрализация

раствора и сгущенной пульпы проводится раздельно. Кислый раствор частично используют для кислотной обработки исходного материала, а избыток нейтрализуют с использованием известняка и извести.

Список литературы диссертационного исследования кандидат наук Фоменко Илья Владимирович, 2016 год

Список литературы

1. Fleming C.A. Hydrometallurgy of precious metals recovery // Elsevier. Hydrometallurgy. 1992, Vol. 30, Issue 1-3, P. 127-162.

2. Chryssoulis S. L., McMullen J. Mineralogical investigation of gold ores // Developments in Mineral Processing (ed: Adams M.D.), Elsevier, 2005. Vol. 15, P. 21- 72.

3. Gasparini С. The Mineralogy of Gold and Its Significance in Metal Extraction // CIM Bulletin. 1983, Vol. 76 (851). P. 144-153.

4. Kontopoulos K., SlefanakisM. Process Options for Refractory Sulfidic Gold Ores: Technical, Environmental, and Economic Aspects // EPD Congress 90 (edited by Graskell D R., Warrendalc P.A.) TMS, 1990, P. 393-412.

5. Miller J.D. Preg-robbing gold ores / Miller J.D., Wan R.-Y, Diaz X. // Developments in Mineral Processing (ed: Adams M.D.), Elsevier, 2005. Vol. 15, P. 937-972.

6. Pyke B.L. The characterization and behaviour of carbonaceous material in a refractory gold bearing ore. / Pyke B.L., Johnston R.F., Brooks P. // Minerals Engineering, 1999. Vol. 12, Issue 8, P. 851-862.

7. Van Weert G. Enhancing CIL gold extraction by hard paraffin wax blanking of double refractory ore pre- or post-pressure oxidation (POX) / Van Weert G., Jiang J., Wang O., Choi Y // Pressure Hydrometallurgy, 42nd annual hydrometallurgy meeting, 2012, P. 41-52. Publication: Canadian Institute of Mining, Metallurgy and Petroleum.

8. Afenya P.M. Treatment of carbonaceous refractory gold ores // Minerals Engineering, Vol. 4, Issues 7-11, 1991, P. 1043-1055.

9. Fleming C. Flowsheet Development for Agnico Eagle's Refractory Gold. Kittila Project in Finland / Fleming C., Geldart J., Blatter P., Cousin P., Robitaille J. // Hydrometallurgy 2008: Proceedings of the Sixth International Symposium / Authored by Courtney A.Young, 2008. P. 404 -413.

10. Зайцев П.В. Разработка гидрометаллургической технологии переработки золотосодержащих руд Маломыр и Пионер / Зайцев П.В., Лях С.И.,

Шнеерсон Я.М., Лапин А.Ю., Чугаев Л.В., Клементьев М.В., Плешков М.А., Фоменко И.В. // Пятый международный конгресс «Цветные металлы -2013»: Сб. науч. статей. - г. Красноярск: Версо, 2013. С. 403-409.

11. ThomasK.G., Cole A.P. Roasting developments - especially oxygenated roasting // Developments in Mineral Processing (ed: Adams M.D.), Elsevier, 2005. Vol. 15, P. 403-432.

12. Miller P., Brown A. Bacterial oxidation of refractory gold concentrates // Developments in Mineral Processing, 2005. Vol. 15, P. 371-402.

13. Hutchins S.R. Microbial pretreatment of refractory sulfide and carbonaceous ores improves the economics of gold recovery / Hutchins S.R., Brierly J.A., Brierly C.L. // Mining Engineering, 1988. Vol. 40 (4), 249-254.

14. Komnitsas C., Pooley F.D. Bacterial oxidation of an arsenical gold sulfide concentrate from Olympias Greece. // Miner. Eng. Vol. 3 (3/4), Р. 295-306.

15. Ciftci H., Akcil A. Effect of biooxidation conditions on cyanide consumption and gold recovery from a refractory gold concentrate // Hydrometallurgy, 2010. Vol. 104, P. 142-149.

16. ThomasK.G. Pressure oxidation overview // Developments in Mineral Processing (ed: Adams M.D.), Elsevier, 2005. Vol. 15, P. 403-432.

17. Dunne R. Challenges and opportunities in the treatment of refractory gold ores // ALTA 2012 Gold Conference, 2012. Proceedings. P. 1-15.

18. Набойченко С.С. Автоклавная гидрометаллургия цветных металлов / Набойченко С.С., Шнеерсон Я.М., Калашникова М.И., Чугаев Л.В. // Екатеринбург. ГОУ ВПО УГТУ-УПИ, 2009. Т.2. С.351-382.

19. Conway M.H., Gale D.C. Sulfur's impact on the size of pressure oxidation autoclaves // JOM, 1990. Vol. 42, Issue 9, P. 19-22.

20. Pueblo Viejo Gold Mine, Dominican Republic. [Электронный ресурс]. Режим доступа: http://www.mining-technology.com/projects/pueblo-viejo-gold-mine.

21. Седелъникова Г.В. Автоклавное и бактериальное выщелачивание упорных золотосульфидных руд и концентратов. Состояние и перспективы применения в отечественной промышленности // Инновационные процессы

комплексной и глубокой переработки минерального сырья. Плаксинские чтения - 2013. Материалы Международного совещания. Томск, 16-19 сентября 2013 г. - Томск 2013. С. 28-33.

22. Osten K. Gold Pressure Oxidation - An Update // ALTA 2010 Gold Ore Processing Symposium, May 27-28, 2010.

23. Johnson G. The Activox process for refractory gold ores. / Johnson G., Corrans I., Angove J. // Randol Gold Forum - Beaver Creek '93, September 7-9, 1993. Proceedings. P.183-189.

24. Пат. WO/1999/009226. C22B 15/00, C22B 3/06, C22B 3/08, C22B 3/26. Chloride Assisted Hydrometallurgical Extraction of Nickel and Cobalt from Sulphide or Laterite Ores / D.L. Jones. Publication Date: 25.02.1999.

25. Fleming C.A. PLATSOL Process Provides a Viable Alternative to Smelting // SGS Minerals Services, Technical Bulletin 2002-01. [Электронный ресурс]. Режим доступа: http://www. sgs.ru/ru-RU/Mining/Metallurgy-and-Process-Design/Unit-Operations-and-Metallurgical-Services/Pressure-and-Ambient-Leaching/PLATSOL.aspx

26. Pease J. Complex Leaching becomes much simpler // Australian Mining Article. August 2005, P.26-32.

27. Пат. 2434064 Российская Федерация, МПК С22В 11/08, С22В 1/00, С22В 3/04. Способ переработки упорного сульфидного золотосодержащего сырья / Шнеерсон Я.М. и д.р.; заявитель и патентообладатель ООО «НИЦ «Гидрометаллургия». - № 2010131295/02; заявл. 26.07.10; опубл. 20.11.11, Бюл. № 32. - 7 с.

28. Simmons G.L. Pressure oxidation problems and solutions: Treating carbonaceous gold ores containing trace amounts of chloride (halogens) / Simmons G.L., Baughman D.R., Gathje J.C., Oberg K.C. // Mining Engineering, 1998. Vol. 50, № 1. P. 69-73.

29. McKay D.R., Halpern J. A kinetic study of the oxidation of pyrite in aqueous suspension // Trans. Metall. Soc. AIME 1958. 212, 301.

30. Lowson R.T. Aqueous oxidation of pyrite by molecular oxygen // Chem. Rev.

1982. Vol. 82 (5), P. 461.

31. Papangelakis V.G., Demopoulos G.P. Acid pressure oxidation of pyrite: reaction kinetics // Hydrometallurgy, 1991. Vol. 26, P. 309-325.

32. Long H., Dixon D.G. A kinetic study of pressure oxidation of pyrite at high temperatures // EPD Congress, 1999. Proceedings. P. 457-475.

33. LongH., Dixon D.G. Pressure oxidation of pyrite in sulfuric acid media: a kinetic study // Hydrometallurgy 2004. Vol. 73, P. 335-349.

34. Mackiw V.N. A review of recent developments in pressure metallurgy / Mackiw V.N., Benz T.W., Evans D.J. // Metall. Rev. 1966. Vol. 11(109), P. 143-158.

35. Corkhill C.L., Vaughan D.J. Arsenopyrite oxidation - A review // Applied Geochemistry, 2009. Vol. 24, P. 2342-2361.

36. Nicol M.J. The Anodic Behaviour of Gold: Part I - Oxidation in Acidic Solutions // Gold Bulletin, 1980. Vol.13 (2), P. 46-55.

37. Николаева Н.М. Химические равновесия в водных растворах при повышенных температурах. - Новосибирск: Наука, 1982. - 232 с.

38. Лурье Ю.Ю. Справочник по аналитической химии, 5-е изд., перераб. и доп. - М.: Химия, 1971. -456 с.

39. Diaz M.A. Electrowinning Coupled to Gold Leaching by Electrogenerated Chlorine I. Au(III)-Au(I)/Au Kinetics in Aqueous Cl2/Cl- Electrolytes / Diaz M.A., Kelsall G.H., Welham N.J. // Journal of Electroanalytical Chemistry, 1993. Vol. 361, P. 25-38.

40. Putnam G.L. Chloride as a Solvent in Gold Hydrometallurgy // Engineering and Mining Journal, 1944, Vol. 145(3), P. 70-75.

41. Kelsall G.H. Thermodynamics of Cl-H2O, Br-H2O, I-H2O, Au-Cl-H2O, Au-Br-H2O and Au-I-H2O Systems at 298 K / Kelsall G.H., Welham N.J., Diaz M.A. // Journal of Electroanalytical Chemistry, 1993. Vol. 361, P. 13-24.

42. Lui J.Q., Nicol M.J. Thermodynamics and kinetics of the dissolution gold under pressure oxidation conditions in the presence of chloride // Proceedings of 32th Annual meeting Chloride Metallurgy 2002. Montreal: Canadian Institute of Mining. 2002. Vol. 1. P. 41-54.

43. Ketcham V.J. The Lihir Gold Project: Process Plant Design / Ketcham V.J., O'Reilly J.F., Vardill W.D. // Minerals Engineering, 1993, Vol. 6(8), P. 1037-1065.

44. Zotov A.V The stability of Au(OH)° in water at 300-500°C and 500-1500 atm / Zotov A.V., Baranova N.N., Daryina T.G., Bannykh, Kolotov V.P. // Geochem. Intern., 1985. Vol. 5, P. 156-161.

45. Blais D. Behavior of gold (III) chloride during the precipitation of iron (III)/arsenic (V) in aqueous media under atmospheric and pressure conditions / Thesis of the degree of Master of Engineering // Department of Mining and Materials Engineering, McGill University, Montreal, Canada, August 2010, 96 p. [Электронный ресурс]. Режим доступа: http://digitool.library.mcgill.ca/Ry-5KABYB71QFBKIKA227AHG2JM7FJ2AIMDGEI8BYKEPV4LY6NQAT-02396?func=search-simple-go&local_base=GEN01&find_code-=WCR&request=Blais%2C%20Derek

46. Karasyova O.N. Complexation of Gold(III)-Chloride at the Surface of Hematite / Karasyova O.N., Ivanova L.I., Lakshtanov L.Z., Lovgren L., Sjoberg S. // Aquatic Geochemistry, 1998, Vol. 4, P. 215-231.

47. Simmons G.L. Pressure oxidation process development for treating carbonaceous ores at Twin Creeks // Proc. Randol Gold Forum'96. Randol Int., Golden, Colorado, 1996. P. 199-208.

48. Hughes H.C., Linge H.G. The Kinetics of Gold Loading from Gold(III) Chloride Solution onto Fresh Activated Coconut Carbon // Hydrometallurgy, 1989. Vol. 22, P. 57-65.

49. Avraamides J. The Uptake of Gold from Chloride Solution by Activated Carbon / Avraamides J., Hefter G., Budiselic C. // Bull. Proc. Austras. Inst. Min. Metall., 1985. 290 (7), 59-62.

50. Sun T.M., Yen W.T. Kinetics of gold chloride adsorption onto activated carbon // Minerals Engineering, 1993. Vol. 6, No. 1. P. 17-29.

51. Пат. 5536480 США. МКИ C22B11/02; C22B11/08. Method for treating mineral material having organic carbon to facilitate recovery of gold and silver / G.L. Simmons (США). № 346404. Заявл. 29.11.1994; Опубл. 16.07.1996. 17 с.

52. Пат. 5851499 США. МКИ C01G 7/00 C22B 11/08. Method for pressure oxidizing gold-bearing refractory sulfide ores having organic carbon / J.C. Gathje, G.L. Simmons (США). № 712252. Заявл. 11.09.1996; Опубл. 22.12.1998. 18 с.

53. Зайцев П.В. Автоклавное окисление золотосодержащих концентратов двойной упорности / Зайцев П.В., Чугаев Л.В., Плешков М.А., Шнеерсон Я.М., Клементьев М.В. // Четвертый международный конгресс «Цветные металлы - 2012»: Сб. науч. статей. - г. Красноярск: Версо, 2012. С. 561-567.

54. Fomenko I., Pressure oxidation of double refractory gold concentrates / Fomenko

I., Zaytsev P., Pleshkov M., Chugaev L., Shneerson Y // ALTA 2013 Gold Conference, Perth, WA, Australia. 2013. Proceedings. P. 72 - 84.

55. Jones G., Miller G. Mercury and Modern Gold Mining in Nevada // Final Report to U.S. Environmental Protection Agency Region IX. USA. 2005. [Электронный ресурс]. Режим доступа: http://www.chem.unep.ch/mercury/Sector-Specific-Information/Docs/Goldmining_Nevada.pdf

56. McKown M.K. Twin Creeks makes improvements // Elko Daily Free Press. August 05, 2013. [Электронный ресурс]. Режим доступа: http://elkodaily.com/mining/twin-creeks-makes-improvements/article_46f34dce-fdfe-11e2-bb9c-0019bb2963f4.html

57. Goldstrike mine cuts mercury emissions // MAY 25, 2012. [Электронный ресурс]. Режим доступа: http://barrickbeyondborders.com/2012/05/barrick-goldstrike-mine-cuts-mercury-emissions/

58. Пат. 2699415 Канада. МКИ C22С 5/03 C22B 3/44. Process for mercury control during pressure oxidation / D. Hillier, N. Ahern, Y. Choi. № 12/208961. Заявл.

II.09.2008; Опубл. 19.03.2009. 19 с.

59. Kyle J.H. 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 / Kyle J.H., Breuer P.L., Bunney K. G., Pleysier R. // Hydrometallurgy, 2012, Vol. 111 - 112, P. 10 - 21.

60. Precious metals mining mercury air emissions questionnaire (for Newmont Twin

Creeks Mine) // Environmental Protection. Mar 20 2006. USA. [Электронный ресурс]. Режим доступа: http://ndep.nv.gov/bapc/hg/survey/0723%20-Newmont%20-Twin%20Creeks%20 Mine.pdf

61. Precious metals mining mercury air emissions questionnaire (For Nevada Facilities) // Environmental Protection. Mar 26 2006. USA. [Электронный ресурс]. Режим доступа:

http: //ndep. nv. gov/bapc/hg/survey/0739%20Barrick20-Goldstrike%20Mine. pdf

62. Water Resources Management Plan. Vol. II // Donlin Gold Project - July 2012. [Электронный ресурс]. Режим доступа: http://donlingoldeis.com/Documents/Vol%20n%20-%20%20WATER%20RES0URCES%20MANAGEMENT%20PLAN%20-%20Donlin%20Gold%20Proj ect%20-%20July%202012%20-REDUCED%20FILE%20SIZE.pdf

63. Helgeson H.C., Kirkham D.H. Theoretical prediction of the thermodynamic behavior of aqueous electrolytes at high pressures and temperatures: I. Summary of the thermodynamic / Electrostatic properties of the solvent // American Journal of Science, December, 1974. Vol. 274, P. 1089-1198.

64. Helgeson H.C., Kirkham D.H. Theoretical prediction of the thermodynamic behavior of aqueous electrolytes at high pressures and temperatures: II. Debye-Huckel parameters for activity coefficients and relative partial molal properties // American Journal of Science, December, 1974. Vol. 274, P. 1199-1261.

65. Helgeson H.C., Kirkham D.H. Theoretical prediction of the thermo-dynamic properties of aqueous electrolytes at high pressures and temperatures: III. Equation of state for aqueous species at infinite dilution // American Journal of Science, February, 1976. Vol. 276, P. 97-240.

66. Helgeson H.C. Theoretical prediction of the thermodynamic behavior of aqueous electrolytes at high pressures and temperatures: IV. Calculation of activity coefficients, and apparent molal and standard and relative partial molal properties to 600°С and 5 kbar / Helgeson H.C., Kirkham D.H., Flowers G.C. // American Journal of Science, December, 1981. Vol. 281, P. 1249-1516.

67. Tanger J.C. IV, Helgeson H.C Calculation of the thermodynamic and transport properties of aqueous species at high pressures and temperatures: Revised equations of state for the standard partial molal properties of ions and electrolytes // American Journal of Science, January, 1988. Vol. 288, P. 19-98.

68. Huang H.H. The Application of Revised HFK Model for Thermodynamically Describing Elevated Pressure and Temperature Processes Such as Treatment of Gold Bearing Materials in Autoclaves // Hydrometallurgy 2008: Proceedings of the Sixth International Symposium / Authored by Courtney A.Young, 2008. P. 1066 - 1077.

69. Фоменко И. В., Термодинамическое описание поведения золота при автоклавном окислении сульфидных концентратов/ И. В. Фоменко, М. А. Плешков, Л. В. Чугаев, Я. М. Шнеерсон // Ц 27 Цветные металлы-2013: Сб. научн. статей. - Красноярск: Версо, 2013 г. С. 381-386.

70. Шелковников В.В. Расчеты ионных равновесий в химии: Учеб.-мет. пособие. - 2-е изд., доп. и перераб. - Томск: Изд-во Том. ун-та, 2006. - 70 с.

71. Sweeton F.H. Acidity measurements at elevated temperatures. VII. Dissociation of water / Sweeton F.H., Mesmer R.E., Baes C.F. Jr. // Jour. Solution Chemistry, 1974. Vol. 3, P. 191-214.

72. Liu H., Papangelakis V.G. Thermodynamic equilibrium of the O2-ZnSO4-H2SO4-H2O system from 25 to 250°C // Fluid Phase Equilibria, 2005. Vol. 234, P. 122-130.

73. Groisman A. Sh., Khomutov N. E. Solubility of oxygen in electrolyte solutions // RUSS CHEM REV, 1990. Vol. 59 (8), P. 707-727.

74. Zhang S.W., Tromans D.D. Temperature and pressure dependent solubility of oxygen in water: a thermodynamic analysis // Hydrometallurgy, 1998. Vol. 48, Number 3, P. 327-342(16).

75. Клушин Д.Н. Применение кислорода в цветной металлургии. Изд. 2-е, перераб. и доп. / Клушин Д.Н., Резник И.Д., Соболь С.И. // М.: Металлургия, 1983. 264 с.

76. Shock E.L. Inorganic species in geologic fluids: Correlations among standard

molal thermodynamic properties of aqueous ions and hydroxide complexes / Shock E.L., Sassani D.C., Willis M., Sverjensky D.A. // Geochimica et Cosmochimica Acta, 1997. Vol. 61, No. 5, P. 907-950.

77. Marini L., Accornero M. Prediction of the thermodynamic properties of metal-arsenate and metal-arsenite aqueous complexes to high temperatures and pressures and some geological consequences // Environ Geol, 2007. Vol.52, P. 1343-1363.

78. Machesky M.L. Adsorption of gold(III)-chloride and gold(I)-thiosulfate anions by goethite / Machesky M.L., Andrade W.O., Rose A.W. // Geochimica et Cosmochimica Acta, 1991. Vol. 55, Issue 3, P. 769-776.

79. Vlassopoulos D., Wood S.A Gold speciation in natural waters: I. Solubility and hydrolysis reactions of gold in aqueous solution // Geochimica et Cosmochimica Acta, 1990. Vol. 54, Issue 1, P. 3-12.

80. Fomenko I. The oxidized gold and its role in pressure oxidation of double refractory gold concentrates / Fomenko I., Polezhaev S., Zaytsev P., Pleshkov M., Chugaev L., Shneerson Y // ALTA 2014 Gold Conference, Perth, WA. 2014. Proceedings. P. 194 - 202.

81. Cadzow M.D., Giraudo T.S. Macraes Gold Project: Value creation through applied technology - Pressure oxidation // New Zealand Minerals & Mining Conference Proceedings, 2000. P. 7. [Электронный ресурс]. Режим доступа: http://www.nzpam.govt.nz/cms/pdf-library/minerals/2000-minerals-conference/cadzow.pdf

82. Лазарев А.Б. Рудовмещающие дуплексы золоторудного орогенного месторождения Маломыр (Приамурье) / Лазарев А.Б., Волков А.В., Сидоров А.А. // Геология рудных месторождений Т. 54, №2 6, Ноябрь-Декабрь 2012, С. 513-522.

83. Константинов М.М. Золоторудные месторождения России - М.: Акварель, 2010. - 365 с.

84. Ожогин Д.О. Тонкодисперсное золото в рудах месторождения Маломыр и возможность его извлечения / Ожогин Д.О., Дубинчук В.Т., Орлова Н.И.,

Ружицкий В.В., Власов Н.Г. // Новые методы технологической минералогии при оценке руд металлов и промышленных минералов. Сборник научных статей по материалам российского семинара по технологической минералогии. Петрозаводск: КарНЦ РАН, 2009. C. 70-78.

85. Пат. 2006/0133974 США. МКИ C22B 11/00. Reduction of lime consumption when treating refractory gold ores or concentrates / Jinxing Ji, King J.A. (США). № 11/249120. Заявл. 11.10.2005; Опубл. 22.06.2006. 15 с.

86. McMullen J., Thomas K.G. Gold roasting, Autoclaving or Bio-Oxidation Process Selection Based on Bench-Scale and Pilot Plant Test Work and Costs // Mineral processing plant design, practice, and control. 2002. Proceedings. P. 214-216.

87. Болотова Л.С., Романенко А.Г. Технологии RIP/RIL/RIS в гидрометаллургии золота // Обогащение руд. 2006, №5. С. 12-15.

88. Фоменко И.В. Механизм формирования потерь золота при автоклавном окислении и последующем цианировании концентратов двойной упорности / Фоменко И.В., Плешков М.А., Чугаев Л.В., Шнеерсон Я.М. // Четвертый международный конгресс «Цветные металлы - 2012»: Сб. науч. статей. - г. Красноярск: Версо, 2012. С. 598-604.

89. Чугаев Л.В., Корженевская М.М. О выщелачивании золота сернокислотными растворами // Изв. вузов. Цветная Металлургия. 1972. №5. C. 57-62.

90. Фоменко И. В., Сульфитный метод определения окисленного золота в сульфидах / С. Ю. Полежаев, И. В. Фоменко, М. А. Плешков, Л. В. Чугаев // Цветные металлы. 2015. №2. С. 62 - 67.

91. Фоменко И. В., Особенности автоклавного окисления золотосульфидных углеродсодержащих концентратов в присутствии хлоридов/ П. В. Зайцев, И. В. Фоменко, М. А. Плешков, Л. В. Чугаев, Я. М. Шнеерсон // Цветные металлы. 2014. №4. С. 11 - 15.

92. Fomenko I., Specifics of double refractory gold concentrates pressure oxidation in the presence of chlorides / Zaytsev P., Fomenko I., Shneerson Y, Pleshkov M. // Proceedings of the 7th International Symposium Hydrometallurgy 2014,

Victoria, BC, Canada. 2014. Vol. 1. P. 501 - 514.

93. Fomenko I., Special aspects of continuous pressure oxidation of double refractory concentrates / Zaytsev P., Fomenko I., Shneerson Y., Polezhaev S., Pleshkov M., Chugaev L., // ALTA 2014 Gold Conference, Perth, WA, Australia. 2014. Proceedings. P. 226 - 234.

94. Yemberg W.R. Santa Fe Pacific gold targets million ounces/year production // Mining Engineering, 1996. P. 39-43.

95. Фоменко И. В., Зависимость извлечения золота от степени окисления упорных золотосульфидных концентратов/ О. В. Черемисина, С. Ю. Полежаев, М. А. Плешков, И. В. Фоменко // Естественные и Технические науки. Издательство «Спутник+». Москва, №4, 2013 г. - С. 299305.

96. Фоменко И. В., Влияние глубины окисления сульфидов на извлечение золота из упорных концентратов/ С. Ю. Полежаев, М. А. Плешков, И. В. Фоменко, Л. В. Чугаев, Я. М. Шнеерсон, М. В. Клементьев // Ц 27 Цветные металлы-2013: Сб. научн. статей. - Красноярск: Версо, 2013 г. С. 393-397.

97. Новый справочник химика и технолога. Химическое равновесие. Свойства растворов. СПб.: АНО НПО «Профессионал», 2004. - 998 с.

98. Лях С.И. Автоклавная пилотная установка для проведения полупромышленных испытаний по окислению сульфидных флотационных концентратов золотосодержащих руд / Лях С.И., Клементьев М.В., Шнеерсон Я.М. // Четвертый международный конгресс «Цветные металлы - 2012»: Сб. научн. статей. - г. Красноярск: Версо, 2012. С. 584-589.

99. Fomenko I. V., Process Development for Refractory Gold Concentrates Treatment on Pokrovsky POX Hub/ P. V. Zaytsev, Y M. Shneerson, A. Y. Lapin, L. V. Chugaev, M. V. Klementiev, M. A. Pleshkov, I. V. Fomenko and S. S. Bakhvalov // Journal of Siberian Federal University. Engineering & Technologies. 2014. Vol. 7, № 5. P. 533-543.

100. Фоменко И. В., Разработка гидрометаллургической технологии переработки золотосодержащих руд Маломыр и Пионер/ П. В. Зайцев, С. И. Лях, Я. М.

Шнеерсон, А. Ю. Лапин, Л. В. Чугаев, М. В. Клементьев, М. А. Плешков, И. В. Фоменко // Ц 27 Цветные металлы-2013: Сб. научн. статей. - Красноярск: Версо, 2013 г. С. 403-409.

101. Приказ №511: «ОБ УТВЕРЖДЕНИИ КРИТЕРИЕВ ОТНЕСЕНИЯ ОПАСНЫХ ОТХОДОВ К КЛАССУ ОПАСНОСТИ ДЛЯ ОКРУЖАЮЩЕЙ ПРИРОДНОЙ СРЕДЫ» / МИНИСТЕРСТВО ПРИРОДНЫХ РЕСУРСОВ РФ; 15 июня 2001 г. 9 с.

102. Коммерческое предложение - «Ртуть металлическая». [Электронный ресурс]. Режим доступа: http://www.mercom-1.ru/production.htm

103. Коммерческое предложение - «Серная кислота». [Электронный ресурс]. Режим доступа: http://h3po4.ru/products/kislota-sernaya-tehnicheskaya.

104. Коммерческое предложение - «Уголь древесный». [Электронный ресурс]. Режим доступа: http://www.piroliz.ru/price.php.

105. Термодинамическая база данных [Электронный ресурс]. Доступ через программное обеспечение OrganoBioGeoTherm v. 1.52. Разработанное J. J. Donovan, при поддержке H. C. Helgeson, W. F. McKenzie, C. E. Owens, Laboratory of Theoretical Geochemistry, Department of Geology and Geophysics, University of California, Berkeley, CA, 94720-4767.

106. Sverjensky D.A. Prediction of the thermodynamic properties of aqueous metal complexes to 1000 C and 5 kb / Sverjensky D.A., Shock E.L., Helgeson H.C.// Geochim. Cosmo. Acta, 1997. Vol. 61, No. 7, P. 1359-1412.

107. Shock, E.L., Helgeson, H.C. Calculation of the thermodynamic and transport properties of aqueous species at high pressures and temperatures: Correlation algorithms for ionic species and equation of state predictions to 5 kb and 1000°C // Geochim. Cosmo. Acta, 1988. Vol. 52, P. 2009-2036.

108. Термодинамическая база данных [Электронный ресурс]. Доступ через программное обеспечение HSC 8.1. Разработанное A. Roine, Outotec (Finland) Oy.

109. Zhu Y., Merkel B.J. The dissolution and solubility of scorodite, FeAsO4^2H2O. Evaluation and simulation with PHREEQC2 // Wiss. Mitt. Inst. für Geologie, TU

Bergakedemie Freiberg, Germany, 2001. Vol. 18, P. 1-12.

110. Dutrizac J.E., Jambor J.C. The synthesis of crystalline scorodite // Hydrometallurgy, 1988. Vol. 19, Р. 57-69.

111. Копылов Н.И. Проблемы мышьяксодержащих отвалов - Новосибирск. Академическое изд-во «Гео». 2012 г. - 182 с.

112. Droppert D.J. The ambient pressure precipitation of crystalline scorodite (FeAsO4^2H2O) from sulphate solutions / Thesis for the degree of doctor of philosophy. Montreal: McGill University, 1996. 108 р.

113. Межгосударственный стандарт ГОСТ 17.1.1.04-80 «Охрана природы. Гидросфера. Классификация подземных вод по целям водопользования». постановление Государственного комитета СССР во стандартам от 31.03.1980 г. № 1452.

114. Федеральный закон от 24.06.1998 № 89-ФЗ (ред. от 28.07.2012) "Об отходах производства и потребления". Москва, 1998.

115. Le Berre J.-F Synthesis, characterization and stability of arsenate-bearing materials / Thesis for the degree of doctor of philosophy. Montreal: McGill University, 2007, 127 p.

116. Krause E., Ettel V.A. Solubility and stability of scorodite, FeAsO4^2H2O: New data and further discussion // American Mineralogist, 1988. Vol. 73, P. 850-854.

117. Demopoulos G.P. Precipitation of crystalline scorodite (FeAsO4^2^O) from chloride solutions / Demopoulos G.P., Droppert D.J., Van Weert G. // Hydrometallurgy, 1995. Vol. 38, P. 245-261.

Приложения

Приложение А - Термодинамическая база данных

Таблица А.1 - Использованные в расчетах термодинамические свойства компонентов раствора

Соединение ДG0t,298K ккал^ моль А ДН'Ч^к-ккал-моль * S0298K кал-К"1-моль 1 Ср кал-К"1-моль 1 V0 см3-моль 1 кал-моль 1 бар"1 Н2-10-2 кал-моль 1 а3 кал-К-моль 1 бар-1 84-10-4 кал-К-моль-1 С1 кал-К"1-моль-1 С2-10"4 кал-К"1-моль-1 ш40"5 кал-моль-1 Ссылка

[И]+ 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 Со^

[ОИ]- -37,595 -54,977 -2,56 -32,79 -4,18 1,2527 0,0738 1,8423 -2,7821 4,15 -10,346 1,7246 [76]

Н20 -56,688 -68,317 16,712 18,01 18,07 - - - - - - - [105]

^о4]2- -177,93 -217,4 4,5 -64,38 13,88 8,3014 -1,9846 -6,2122 -2,697 1,64 -17,998 3,1463 [76]

[^04]- -180,63 -212,5 30 5,3 35,2 6,9788 9,259 2,1108 -3,1618 20,0961 -1,955 1,1748 [76]

-177,97 -194,55 37,52 - - 128,59 - - - 17,89 - 1,12 [105]

№+ -21,87 -22,05 -25,3 -7,9 -22,2 -0,7867 -9,6969 9,5479 -2,378 14,786 -4,6437 1,4382 [76]

[РеОИ]+ -65,85 -78,08 -10 15 -16,5 -0,2561 -8,4039 9,0457 -2,4315 21,4093 0,0209 0,7003 [76]

[РеО]° -50,72 -62,95 -10 0 -16,5 -0,5029 -9,0053 9,2791 -2,4066 5,8901 -3,0345 -0,03 [76]

Не02]- -95,4 -125,7 -15 22 -12,9 0,6272 -6,244 8,1905 -2,5208 36,1624 1,4468 1,8564 [76]

[FeSO4]° -196,80 -238,60 -28,11 -10,50 -6,02 -0,2715 -10,111 7,3870 -3,4577 12,5520 -3,5173 1,7246 [105]

[FeHSO4]+ -200,51 -224,11 32,88 63,87 7,40 6,8268 5,8191 5,2233 -4,1164 43,612 8,7513 0,3681 [105]

[FeH2AsO4]+ -205,693 -243,72 1 44,9 17,6 4,3531 2,849 4,3134 -2,8968 28,3283 6,1052 0,5283 [77]

[FeHAsO4]° -196,961 -237,96 -8,9 -5,9 -0,9 1,6263 -3,8112 7,1729 -2,6215 2,5838 -4,2562 -0,038 [77]

^АБ04Г -186,668 -218,54 21,7 -57,5 -26,07 -1,3653 -11,1181 10,3101 -2,3194 -41,0801 -14,7639 1,2932 [77]

[РеС1]+ -53,03 -61,26 -10,06 - - 2,0756 -2,7134 6,8165 -2,6668 24,6737 1,1555 0,7003 [105]

[FeCl2]° -81,28 -100,37 -4,22 - - 5,4085 5,4247 3,6179 -3,0033 25,1189 3,6488 -0,03 [105]

[Ре]3+ -4,12 -11,85 -66,3 -33,82 -43,63 -3,1784 -15,542 11,8588 -2,1365 11,0798 -9,9808 2,7025 [105]

[РеОИ]2+ -57,8 -70 -25,41 -8,2 -24,9 -1,1562 -10,601 9,9077 -2,3407 14,6102 -4,7048 1,4382 [76]

[РеО]+ -53,1 -61 -11,11 -48,1 -41,8 -3,7118 -16,841 12,3595 -2,0827 -15,3982 -12,833 0,7191 [76]

[HFeO2]° -101,1 -120,3 22,2 -74,6 7,2 2,7401 -1,0905 6,1776 -2,7338 -37,83 -18,231 -0,03 [76]

[FeO2]- -88 -110,7 10,6 -56,3 0,9 2,3837 -1,9602 6,5182 -2,6979 -13,3207 -14,503 1,4662 [76]

Соединение ДG°t,298K ккал-моль"1 ДИ\298К^ ккал-моль"1 3°298К кал-К"1-моль"1 Ср кал-К"1-моль"1 V° см3-моль"1 аг10 кал-моль~1-бар"1 а2-10"2 кал-моль"1 аз кал-К-моль"1-бар"1 а4-10~4 кал-К-моль"1 С! кал-К"1-моль"1 С2-10"4 кал-К"1-моль"1 ш40"5 кал-моль"1 Ссылка

-364,40 -437,00 -10,29 -32,6 -1,633 2,0285 -5,9003 10,2550 -3,6320 -25,4509 -10,8974 1,4915 [105]

^е2^04)3]0 -536,09 -675,20 -136,60 -118,2 -4,363 -0,0545 -10,982 12,4395 -3,4215 -63,3594 -28,3449 -0,0530 [105]

[Ге^04]2+ -183,65 -213,74 -4,46 4,70 -7,447 -0,9991 -13,280 13,2323 -3,3264 33,2138 -3,2750 2,3727 [105]

[FeH2AsO4]2+ -189,949 -235,53 -39,9 66,2 1,1 2,4901 -1,7013 6,267 -2,7087 30,5209 10,4288 1,6927 [77]

[РеНАБ04]+ -188,188 -232,21 -34,7 -23,4 -4,9 1,4545 -4,2306 7,353 -2,6042 -18,2487 -7,8136 1,0694 [77]

^АБ04]0 -177,862 -218,90 -24,7 -84,8 -13,09 -0,0391 -7,8787 8,9193 -2,4533 -45,4298 -20,3238 -0,038 [77]

[РеС1]2+ -37,518 -50,82 -42,74 3,37 -22,34 -0,7164 -9,5277 9,4878 -2,3851 23,8149 -2,3482 1,7013 [106]

[Са]2+ -132,12 -129,8 -13,5 -7,53 -18,06 -0,1947 -7,252 5,2966 -2,4792 9 -2,522 1,2366 [76]

[CaH2AsO4]+ -314,17 -348,01 18,5 45,8 22,2 4,8949 4,1724 3,7452 -2,9515 31,2714 6,2748 0,2639 [77]

[СаНАБ04]0 -306,04 -344,34 3,5 -5,6 2 2,0228 -2,8426 6,757 -2,6615 2,809 -4,1808 -0,038 [77]

[CaAsO4]" -294,91 -323,08 37,5 -57,2 -25,5 -1,3685 -11,126 10,3134 -2,3191 -38,6424 -14,689 1,0531 [77]

[СаОН]+ -171,3 -179,6 6,71 1,4 5,9 2,7243 -1,1303 6,1958 -2,7322 11,1286 -2,7493 0,4496 [76]

[CaSO4]0 -312,93 -345,9 5 - - 2,791 -0,9666 6,13 -2,739 -8,4941 -8,1271 -0,001 [105]

[СаС1]+ -162,55 -169,25 -1,5 - - 2,667 -1,2694 6,2489 -2,7265 23,6652 1,2044 0,5756 [105]

[СаС12]0 -194 -211,06 6 - - 6,1187 7,1588 2,9363 -3,0749 26,6309 4,1743 -0,03 [105]

[МЕ]2+ -108,51 -111,37 -33 -5,34 -21,55 -0,8217 -8,599 8,39 -2,39 20,8 -5,892 1,5372 [76]

[MgH2AsO4]+ -290,91 -332,72 -10,4 50,7 18,3 4,5105 3,2335 4,1483 -2,9127 30,2446 7,2785 0,7009 [77]

[MgHAsO4]0 -282,66 -326,46 -17,1 -3,4 -0,5 1,6885 -3,6591 7,1076 -2,6278 4,1421 -3,7347 -0,038 [77]

(МвА^Г -271,47 -305,17 16,9 -55 -25,98 -1,3284 -11,028 10,2713 -2,3232 -40,1942 -14,243 1,3662 [77]

[М§ОН]+ -149,26 -152,96 -19,1 30,8 1,9 2,3105 -2,1365 6,5827 -2,6906 32,0008 3,2394 0,8449 [76]

[МвС1]+ -139,7 -151,44 -20,5 - - 2,2269 -2,344 6,6713 -2,6821 39,0235 5,643 0,8565 [105]

[С1]" -31,379 -39,933 13,56 -29,44 17,79 4,032 4,801 5,563 -2,847 -4,4 -5,714 1,456 [76]

[HзAsO4]0 -183,1 -215,7 44 25,8 45,9 7,9357 11,5925 1,199 -3,2581 18,2805 2,2209 -0,3263 [76]

[H2AsO4]■ -180,01 -217,39 28 -0,6 33,4 6,7429 8,6835 2,3351 -3,1379 16,9206 -3,1567 1,2055 [76]

Соединение ДG°t,298K ккал^ моль"1 ДИ\298К^ ккал-моль"1 S°298K кал-К"1-моль"1 Ср кал-К"1-моль"1 V° см3-моль"1 аг10 кал-моль~1-бар"1 а240"2 кал-моль"1 аз кал-К-моль"1-бар"1 а^10"4 кал-К-моль"1 С! кал-К"1-моль"1 С2-10"4 кал-К"1-моль"1 ш40"5 кал-моль"1 Ссылка

-170,79 -216,62 -0,4 -47,5 11,3 4,3994 2,9611 4,5853 -2,9013 7,9908 -12,71 3,2197 [76]

-154,97 -212,27 -38,9 -116,1 -18,7 1,0308 -5,2609 7,8091 -2,5614 -12,1352 -26,684 5,399 [76]

[Аи]+ 39 47,9 25,6 -0,3 12,5 3,5312 0,8428 5,4139 -2,8137 7,5089 -3,0956 0,1648 [76]

[АиС1]0 -3,184 -2,14 41,47 -9,83 38,61 7,0357 9,4008 2,0481 -3,1676 0,0551 -5,0371 -0,038 [106]

[АиОа]" -36,781 -44,725 53,6 -24,52 69,26 11,5192 20,3482 -2,2547 -3,6201 -0,6764 -8,03 0,8173 [106]

[АиС13]2- -67,811 -86,023 61,39 -43,48 103,42 16,6878 32,9687 -7,2151 -4,1419 1,7155 -11,891 2,2827 [106]

[АиС14]3" 35,332 23,573 -5 -1,36 -20,66 -0,5361 -9,0876 9,3148 -2,4033 19,7251 -3,3107 1,5579 [106]

[Аи(ОН)]0 -32,716 -41,533 21,89 -11,09 32,364 6,1937 7,3415 2,8644 -3,0825 -3,037 -3,9635 0 [44]

[Аи]3+ 103,6 97,8 -54,8 -8,2 -31,4 -1,7167 -11,9654 10,4352 -2,2843 23,5775 -4,7048 2,4115 [76]

[АиСЪГ -56,134 32,124 56,5 - 69,26 10,732 5,894 20,763 -1,156 -32,135 30,246 0,8173 [106]

№+ 39,36 40,67 -8,68 - -20 -0,5280 -9,0707 9,3152 -2,4040 18,0613 -2,5865 1,1512 [107]

[НЕС1]+ -2,155 -7,374 11,67 - 4,3 2,4941 -1,6886 6,4067 -2,7091 32,5048 4,9238 0,3735 [106]

[HgCl2]0 -42,838 -56,787 24,64 - 31,2 6,0150 6,9084 3,0277 -3,0645 48,6478 11,8560 -0,0380 [106]

-74,504 -99,299 30,51 - 60,6 10,500 17,8603 -1,2769 -3,5173 78,0458 18,2101 1,1676 [106]

ИСиГ -106,99 -145,02 28,36 - 93,3 15,590 30,2888 -6,1618 -4,0311 109,5610 23,9860 2,7846 [106]

[№]+ -62,591 -57,433 13,96 9,06 -1,11 1,839 -2,285 3,256 -2,726 18,18 -2,981 0,3306 [76]

[NaOH]0 -99,9 -112,3 10,7 -3,2 3,5 2,2338 -2,3287 6,6683 -2,6826 4,0146 -3,6863 -0,03 [76]

[NaH2AsO4]- -240,18 -272,61 41,2 37,8 41,1 7,3772 10,2353 1,1421 -3,2022 29,1998 4,6508 -0,038 [77]

[NaHAsO4]2- -234,03 -272,94 19,4 11 16,4 4,464 3,12 4,197 -2,908 0,3285 -0,8014 1,3274 [77]

[NaAsO4]3- -223,7 -253,94 48,5 -38,4 -17 0,2824 -7,0935 8,5822 -2,4858 -40,6586 -10,876 2,5085 [77]

[№С1]0 -92,91 -96,16 28 - - 5,0364 4,5189 3,9669 -2,9658 10,798 -1,3031 -0,038 [105]

[К]+ -67,51 -60,27 24,15 1,98 9,06 3,559 -1,473 5,435 -2,712 7,4 -1,791 0,1927 [76]

[KH2AsO4]0 -244,94 -274,35 54,5 21,9 52,4 8,9277 14,0226 -0,484 -3,3587 19,5032 1,4059 -0,038 [77]

[KHAsO4]- -238,75 -275,25 30,7 3,9 26,1 5,7282 6,2078 2,8713 -3,0357 -2,4032 -2,2436 1,1561 [77]

[^04^ -228,43 -249,05 84 -45,5 -9,64 1,1121 -5,0669 7,712 -2,5696 -40,0201 -12,318 1,9714 [77]

Соединение ДG°t,298K ккал^ моль"1 ДИ\298к-кка л^ моль"1 3°298К кал^К"^ моль"1 Ср кал-К"1-моль"1 V° см3-моль"1 а^Ю кал^моль"1 бар"1 а240"2 кал-моль"1 аз кал-К-моль"1-бар"1 а440"4 кал-К-моль"1 С! кал-К"1-моль"1 С2-10"4 кал-К"1-моль"1 ш40"5 кал-моль"1 Ссылка

-246,55 -270,54 56,31 - - 9,0596 14,3397 0,1139 -3,3718 28,4277 4,706 -0,001 [105]

-246,64 -276,98 35 - - 6,0776 7,0585 2,9757 -3,0708 9,8504 -5,2753 1,0996 [105]

[КС1]0 -96,85 -96,81 42,25 - - 6,8112 8,8497 2,2717 -3,1448 -2,4989 -5,8864 -0,05 [105]

[02]0 3,954 -2,9 26,04 55,96 30,5 5,7889 6,3536 3,2528 -3,0417 35,353 8,3726 -0,3943 [105]

[И2]0 4,236 -1 13,8 39,9 25,2 5,1427 4,7758 3,8729 -2,9764 27,6251 5,093 0,209 [105]

8

Таблица А.2 - И

спользованные в расчетах термодинамические свойства компонентов твердой фазы

Соединение А0°(,298К ккал-моль"1 АИ°(,298К ккал-моль"1 S°298K кал-К"1-моль 1 Ср кал-К"1-моль 1 V° з моль 1 а кал-К"1-моль 1 Ь-103 кал-К"2-моль 1 с-10"5 кал-К1-моль 1 Т НшК, °С Ссылка

РеООИ -117,50 -134,45 14,27 17,76 20,88 0,30 55,74 0,75 101,85 [105]

Рв2Оз -178,16 -197,72 20,94 25,04 30,27 23,49 18,60 -3,55 676,85 [105]

РеЛзО^^О -303,10 -343,45 72,03 63,45 72,10 56,81 22,26 0,00 1000,00 [68]

СаБО4 -315,925 -342,76 25,5 23,82 45,94 16,78 23,6 0 1453 [105]

^ 0 0 18,17 6,65 14,882 6,44 0 0,19 629 [108]

Ли 0 0 11,33 6,03 10,215 5,66 1,24 0 1336 [105]

Ли2Оз 18,59 -0,82 31,15 27,25 25,7 5,2 0 [108]

РеБ2 -38,293 -41 12,65 14,84 23,94 17,88 1,32 -3,05 1000 [108]

РеЛзБ -26,2 -25,2 25,9 17,55 26,42 15 9,7 -0,3 1000 [108]

Таблица А.2 - Использованные в расчетах термодинамические свойства компонентов газовой фазы

ДС°,298К АИ°1,298К S°298K Ср V° а Ь-103 с-10"5

Соединение ккал- ккал- кал-К"1- кал-К"1- з кал-К"1- кал-К"2- кал-К1- Т Ишй, °С Ссылка

моль"1 моль"1 моль 1 моль 1 моль 1 моль 1 моль 1 моль 1

О2, gas 0 0 49,029 7,0 0,0 7,16 1 -0,4 3000 [105]

Н2, gas 0 0 31,2 6,9 0,0 6,52 0,78 0,12 3000 [105]

Приложение Б - Учитываемые при моделировании компоненты раствора

Таблица Б.1 - Учитываемые в процессе моделирования компоненты раствора

Анион Катион ОН" SO42- AsO43" С1"

Н+ Н2О0 [^04]", [H2SO4]0 [HAsO4]2-, [H2AsO4]", [HзAsO4]0 -

Fe3+ реОН]2+, реО]+, ^04]+, ^^4)2]" ре2^О4)зГ, [FeHSO4]2+ [FeAsO4]0, [FeHAsO4]+, [FeH2AsO4]2+ реС1]2+

Fe2+ реОН]+, реО]0, [ОТеО2]" ^О4]0, [FeHSO4]+ [FeAsO4]", [FeHAsO4]0, [FeH2AsO4]+ реС1]+, [FeCl2]0

Са2+ [СаОН]+ [CaSO4]0 [СаАзО4_], [CaHAsO4]0, [CaH2AsO4]+ ^0]+, [CaCl2]0

К+ [КОН]0 [^4]" [KHSO4]0 [KH2AsO4]0, [KHAsO4]", [^04^" [КС1]0

Na+ - - - [NaCl]0

Mg2+ - - - [MgCl]+

Аи+ [АиОН]0 - - [АиС1]0, [АиСЬ]", [АиС13]2-

Аи3+ - - - [АиСЦ]"

Hg2+ - - - [^С1]+, [Н^ЪГ, [Н^Ы, №СЦ]2"

Приложение В - Уравнения равновесий в системе

Таблица В.1 - Уравнения равновесий в системе, а также результаты расчета изменения энергии Гиббса в ходе реакции (Лйг, 225°с) и констант равновесия (К225°с) для температуры 225°С и давления 3,0 МПа.

Равновесие 225°с, Дж/моль К225°с Справочное значение К225°с Источник

Н2О =И+ + 0И 107179,9 5,77Е-12 6,00Е-12 [71]

^04] = [НБ04Г+ Н+ 5741,6 2,50Е-01 - -

[ИБ04]" = Б042-+Н+ 46748,7 1,25Е-05 - -

[HзAsO4]0 = [H2As04]" + Н+ 32953,7 3,50Е-04 - -

[H2AS04]" = ^04]2" + Н+ 73171,0 2,13Е-08 - -

^04]2" = As043" + Н+ 113214,0 1,34Е-12 - -

[РеОН]2+ + H+=Fe3+ + Н20 9631,0 9,77Е-02 - -

[ЕеО]+ + 2H+=Fe3+ + Н20 -3984,3 2,62Е+00 - -

[^е02]° + 3H+=Fe3+ + 2Н20 -34391,2 4,04Е+03 - -

^е02Г + 4H+=Fe3+ + 2Н20 -97731,9 1,77Е+10 - -

^04]+ = Fe3+ + 8042- 80738,4 3,42Е-09 - -

^е(Б04)2Г = Fe3+ + 2Б042" 110889,2 2,36Е-12 - -

[Ре2(5О4)з]0 = 2Fe3+ + 38042- 519,3 8,82Е-01 - -

^еИБ04]2+ = Fe3+ +^04" 64969,0 1,54Е-07 - -

[FeAs04]° = Fe3+ + As043- 166949,4 3,12Е-18 3,12Е-18 [77]

[FeHAs04]+ = Fe3+ + ^04^" 93306,1 1,64Е-10 1,64Е-10 [77]

[ЕеН2АзО4]2+ = Ре3+ + [Н2АзО4]" 35679,2 1,81Е-04 3,87Е-04 [77]

[FeC1]2+=Fe3+ + СГ 31877,7 4,54Е-04 5,25Е-04 [106]

[РеОН]+ + H+=Fe2+ + Н20 -53562,9 4,14Е+05 - -

[FeO]°+ 2H+=Fe2+ + Н20 -118487,5 2,66Е+12 - -

[HFe02]-+ 3H+=Fe2+ + 2Н20 -189822,3 8,03Е+19 - -

^еБ04]0 = Fe2+ + 8042- -19,3 1,00Е+00 - -

Продолжение таблицы В. 1

Равновесие 225°с, Дж/моль К225°с Справочное значение К225°с Источник

[Ре^О4]+ = Ре2+ + [Н5О4]" 53626,4 2,38Е-06 - -

[ЕеЛ5О4]" = Ре2+ + Л5О43" 125251,7 7,35Е-14 7,35Е-14 [77]

[РеНЛзО4]° = Ре2+ + 46195,8 1,43Е-05 1,43Е-05 [77]

[РеН2ЛзО4]+ = Ре2+ + [И2А504]" 23708,3 3,27Е-03 3,54Е-03 [77]

[РеС1]+=Ре2+ + С1" 13619,7 3,73Е-02 4,27Е-02 [106]

[РеС12]0=Ре2+ + 2С1" 4349,7 3,50Е-01 - -

[Са0И]+ + Н+= Св2+ + Н2О -71371,5 3,05Е+07 - -

[CaSO4]° = Ca2+ + БО42" 36943,4 1,34Е-04 - -

[CaЛsO4]" = Ca2+ + Л8О43" 121900,9 1,65Е-13 1,65Е-13 [77]

[CaHЛsO4]° = Ca2+ + 42116,1 3,83Е-05 3,83Е-05 [77]

[СаИ2АБ04]+ = Са2+ + [И2Аз04]" 22957,5 3,91Е-03 4,29Е-03 [77]

[СаС1]+ = Ca2+ + С1" 8319,2 1,34Е-01 - -

[CaCl2]° = Ca2+ + 2С1" 14063,4 3,35Е-02 - -

[К0И]0 + Н+=К+ + Н2О -99847,8 2,95Е+10 - -

[KSO4]" =К+ + SO42" 21049,8 6,21Е-03 - -

[KHSO4]° =К+ + [HSO4]2" 1703,2 6,63Е-01 - -

[^О4]2"=К+ + ЛsO43" 114970,2 8,80Е-13 8,80Е-13 [77]

[KHЛsO4]"=K+ + ^О4]2" 13725,2 3,64Е-02 3,64Е-02 [77]

[КИ2АБ04]°=К+ + [И2А804]" -3793,4 2,50Е+00 2,64Е+00 [77]

[КС1]°=К+ + а" 207,8 9,51Е-01 - -

[ЫаС1]°=№+ + С1" 3015,0 4,83Е-01 - -

[МеС1]+ = Ме2+ + а" 14275,3 3,18Е-02 - -

[Аи0И]° + Н+=Ли+ + Н2О 39499,3 7,21Е-05

[ЛиС]° =Ли+ + а" 52914,4 2,83Е-06 2,57Е-06 [106]

[Лису =Ли+ + 2а" 64419,7 1,76Е-07 1,66Е-07 [106]

[Aucl3]2- =Au+ + 3cl- 71437,9 3,23E-08 4,79E-07 [106]

[Aucl4]-=Au+3 + 4cl- 218503,2 1,22E-23 1,00E-24 [106]

[HgCl]+ = Hg2+ + cl- 62733,6 2,64E-07 - -

[Hgcl2]0 = Hg2+ + 2cl- 114807,4 9,15E-13 - -

[Hgcl3]- = Hg2+ + 3cl- 120516,7 2,31E-13 - -

[Hgcl4]2- = Hg2+ + 4cl- 121871,1 1,66E-13 - -

(Л 00

Приложение Г - Уравнения окислительно-восстановительных реакций и результаты расчета стандартных

ОВП

Таблица Г.1 - Расчетные значения стандартного ОВП для различных температур

Уравнение окислительно-восстановительной реакции (ОВР) Red = Ox Расчетное значение стандартного ОВП для различных температур, В

25°C 50 °C 75°C 100°C 125°C 150°C 175°C 200°C 225°C 250°C

Fe2+ = Fe3+ + e" 0,77 0,80 0,83 0,86 0,89 0,93 0,96 1,00 1,05 1,09

Au+ = Au3+ + 2e" 1,40 1,43 1,45 1,48 1,51 1,54 1,57 1,60 1,63 1,66

Au(s) = Au+ + e" 1,69 1,66 1,63 1,59 1,56 1,53 1,50 1,46 1,43 1,40

Au(s) = Au3++ 3e" 1,50 1,50 1,51 1,52 1,53 1,53 1,54 1,55 1,56 1,58

Au(s) + 4Cl"= [AuCUr + 3e" 1,00 0,99 0,97 0,95 0,92 0,90 0,87 0,84 0,81 0,77

Au(s) + 2Cl" = [AuCl2]_ + e" 1,13 1,09 1,05 1,01 0,97 0,93 0,88 0,82 0,76 0,70

2H2O = 02(g) + 4H++ 4e" 1,23 1,21 1,19 1,17 1,15 1,13 1,11 1,09 1,07 1,05

Приложение Д - Расчет равновесий в системе H2SO4 - Н20

Таблица Д.1 - Расчет равновесий в системе И2Б04. - И20

Т, °с Д^Н^ОфГ > кДж/моль Д6н504-Г > кДж/моль Д^0427Г, кДж/моль Д^П/Т; кДж/моль кДж/моль

25 -744.63 -755.75 -744.46 -11.13 11.30 -1.95 1.98

50 -747.92 -758.92 -744.68 -11.00 14.24 -1.78 2.30

75 -751.83 -762.12 -744.48 -10.29 17.64 -1.54 2.65

100 -757.64 -765.35 -743.91 -7.71 21.45 -1.08 3.00

125 -764.00 -768.59 -742.94 -4.59 25.65 -0.60 3.36

150 -769.36 -771.80 -741.56 -2.44 30.24 -0.30 3.73

175 -775.36 -774.96 -739.72 0.39 35.24 0.05 4.11

200 -781.18 -778.04 -737.32 3.14 40.72 0.35 4.50

225 -786.68 -780.94 -734.19 5.74 46.75 0.60 4.90

250 -792.80 -783.58 -730.11 9.22 53.47 0.92 5.34

275 -798.59 -785.77 -724.62 12.82 61.15 1.22 5.83

Приложение Е - Расчет коэффициентов степени опасности для компонентов хвостов автоклавной переработки концентратов

месторождения «Маломыр»

Химическая формула АБре04-2Н20 СаБ04-2Н20 Са(0И)2 Со(0И)2

Примечания

Показатель опасности Значен ие Балл Значе ние Бал л Значен ие Бал л Значе ние Бал л

ПДКп, мг/кг 2 2 160 4 160 4

Класс опасности в почве[109,110] 2 2 4 4 4 4

ПДКв, (ОДУ), мг/дм3 [110,111,112] 0,01 2 500 4

Класс опасности в воде хозяйственно-питьевого использования[111,112] 2 2 4 4

ПДКр.х. (ОБУВ), мг/дм3 [113] 0,05 3 100 4 180 4 0,01 2

Класс опасности в воде рыбохозяйственного использования [113] 3 3 4 4 4 4 2 2

ПДК(с.с.или м.р.) (ОБУВ) мг/м3 [114] 0,003 1 0,3 3

Класс опасности в атм. воздухе [114,115] 1 1 3 3

Lg(S, мг/дм3 / ПДКв, мг.л) [111,112,116] -4,83 4 -3,39 4

Lg(Снас,мг/м3/ ПДКс.с. или ПДКм.р.) [114,115,117] -33,30 4,00

ЬЭ 50 (мГ/кГ) [110,116] 527 3 5050 4 5050 4

Показатель информационного обеспечения ПИО=—, 12 0,92 4 0,83 3 0.42 1 0,17 1

Относительный параметр опасности компонента Е (баллов) = 1 ' п 2,58 3,73 1,67

4Х; 1 7 = —--- 3 3 3,11 4,64 4,33 1,89

4 4--при 1<71<2 71 при 2<71<4 4 2+- при 4<71<5 6 — 3,11 4,93 4,40 1,88

Коэффициент степени опасности Ш1=10г^ 1291,55 85769,59 25118,86 76,27

1 п - количество установленных показателей для каждого компонента.

Продолжение приложения Б

Химическая формула Hg Си(ОН)2 С^ОН)2 7п(ОН)2 МпО2

Примечания Wi (приказ МПР № 511 [101]) по Hg Wi (приказ МПР № 511 [101]) по Cd Wi (приказ МПР № 511 [101]) по Мп

Показатель опасности Значе ние Бал л Значе ние Бал л Значе ние Бал л Значе ние Бал л Значе ние Бал л

ПДКп, мг/кг 3 2 23 3

Класс опасности в почве [109,110] 2 2 3 3

ПДКв, (ОДУ), мг/дм3 [110,111,112] 1 3 1 3

Класс опасности в воде хозяйственно-питьевого использования[111,112] 3 3 3 3

ПДКр.х. (ОБУВ), мг/дм3 [113] 0,001 1 0,01 2

Класс опасности в воде рыбохозяйственного использования [113] 1 1 2 2

ПДК(с.с.или м.р.) (ОБУВ) мг/м3 [114] 0,002 1 0,05 2

Класс опасности в атм. воздухе [114,115] 1 1 2 2

Lg(S, мг/дм3 / ПДКв, мг.л) [111,112,116] -1,23 4 -1,18 4

Lg(Снас,мг/м3/ ПДКс.с. или ПДКм.р.) [114,115,117] -40,82 4,00 -7,30 4,00

ЬЭ 50 (мГ/кГ) [110,116] 140 2 47 2

Показатель информационного обеспечения ПИО=—, 12 0,92 4 0,92 4

Относительный параметр опасности компонента Е (баллов) ' п 2,33 2,83

4Х; 1 7 = —--- А 3 3 2,78 3,44

4 4--при 1<71<2 71 при 2<71<4 4 2+- при 4<71<5 6— 2,78 3,44

Коэффициент степени опасности Ш1=10г^ 10,00 599,48 26,90 463,40 537,00

Продолжение приложения Б

Химическая формула Ы1(ОИ)2 РЬБО4 СГ2О3 БЬ2О3

Примечания Wi (приказ МПР № 511 [101] по № Wi (приказ МПР № 511 [101]) по РЬ Wi (приказ МПР № 511 [101]) по Сг

Показатель опасности Значен ие Бал л Значен ие Бал л Значен ие Бал л Значен ие Бал л

ПДКп, мг/кг 4,5 2

Класс опасности в почве[109,110] 2 2

ПДКв, (ОДУ), мг/дм3 [110,111,112] 0,005 1

Класс опасности в воде хозяйственно-питьевого использования[111,112] 1 1

ПДКр.х. (ОБУВ), мг/дм3 [113] 0 0

Класс опасности в воде рыбохозяйственного использования [113] 0 0

ПДК(с.с.или м.р.) (ОБУВ) мг/м3 [114] 0,05 2

Класс опасности в атм. воздухе [114,115] 2 2

Lg(S, мг/дм3 / ПДКв, мг.л) [111,112,116] -1,18 4

Lg(Снас,мг/м3/ ПДКс.с. или ПДКм.р.) [114,115,117] -30,66 4,00

ЬЭ 50 (мГ/кГ) [110,116] 115 2

Показатель информационного обеспечения ПИО=—, 12 0,75 3

Относительный параметр опасности компонента Е (баллов) ' п 2,30

4Х; 1 7 = —--- А 3 3 2,73

^ = 4 4--при 1<71<2 71 при 2<71<4 4 2+- при 4<71<5 6— 2,73

Коэффициент степени опасности Ш1=10г^ 128,80 260,00 100,00 541,17

Приложение Ж - Ответ от компании Cherokee Chemical Company Inc. на

запрос о стоимости реагента UNR829.

From: mark kravetz [mailto:[e-mail]] Sent: Thursday, October 31, 2013 11:07 PM To: Фоменко Илья

Subject: UNR829 Reagent for Hg Treatment of Process Solutions

Hello Ilia Fomenko

The UNR-829 reagent is available for use to reduce the concentration of Hg in process solutions.

The reagent cost is $1.65/kg in 240 kg drums or in 20 kg pails, FOB Los Angeles,

CA.