CC BY
67
УДК 622.372
ПЕРСПЕКТИВНЫЕ МЕТОДЫ ОБОГАЩЕНИЯ ТРУДНООБОГАТИМОГО ЗОЛОТОНОСНОГО СЫРЬЯ
© В.А. Тронь1, С.Г. Шахрай2, В.В. Коростовенко3, В.В. Кондратьев4, А.И. Карлина5
1,2,3Сибирский федеральный университет, 660041, Россия, г. Красноярск, пр. Свободный, 79. 4,5Иркутский национальный исследовательский технический университет, 664074, Россия, г. Иркутск, ул. Лермонтова, 83.
В качестве испытуемой использовалась руда одного из месторождений Приангарья, состоящая из кварц -слюдистых сланцев, слюдяных микрокварцитов хлоритового, турмалинового карбонатного и смешанного составов. Содержание сульфидов убогое, в их составе преобладают пирротин, пирит маркезит, в незначительном количестве встречаются халькопирит, арсенопирит, в единичных вкраплениях - сфалерит, висмутин, галенит. Химический анализ показал силикатный характер руд (SiO2 - 66,4-81,9 %.масс) при незначительных содержаниях углекислоты и серы. Спектральный анализ на элементы-спутники свидетельствует об их незначительном содержании. Руда подвергалась гравитационному обогащению на концентраторе Кнельсона. Результаты показали возможность получения концентрата с содержанием металла до 221-250 г/т при степени извлечения 93-95%. Далее хвосты обогащения направлялись на выщелачивание цианистым и серощелочным раствором, где степень извлечения составила 71-80% и 93-97% соответственно.
Ключевые слова: методы; месторождение; минералы; минералогия; руда; гравитационное обогащение; концентрат; хвосты концентратов; выщелачивание; извлечение; режимы; теоретические исследования; экспериментальные работы; гипотезы.
PROMISING METHODS OF REFRACTORY GOLD-BEARING RAW MATERIAL CONCENTRATION
V.A. Gron, S.G. Shakhrai, V.V. ^ros^en^, V.V. fondratiev, A.I. Karlina
Siberian Federal University, 79 Svobodny pr., Krasnoyarsk, 660041, Russia. Irkutsk National Research Technical University, 83 Lermontov St., Irkutsk, 664074, Russia.
The ore from one of the fields in the Irkutsk region that consists of quartz-mica schist, micaceous microquartzite of chlorite, tourmaline carbonate and mixed composition was subjected to tests. The content of sulfides is very low with the
1Гронь Вера Александровна, кандидат технических наук, доцент кафедры техносферной безопасности горного и металлургического производства Института цветных металлов и материаловедения, тел.: 89135192680, e-mail: [email protected]
Gron Vera, Candidate of technical sciences, Associate Professor of the Department of Technosphere Safety of Mining and Metallurgical Production of the Institute of Non-Ferrous Metals and Materials Science, tel.: 89135192680, e-mail: [email protected]
2Шахрай Сергей Георгиевич, кандидат технических наук, доцент кафедры техносферной безопасности горного и металлургического производства Института цветных металлов и материаловедения, тел.: 89082025567, e-mail: [email protected]
Shakhrai Sergey, Candidate of technical sciences, Associate Professor of the Department of Technosphere Safety of Mining and Metallurgical Production of the Institute of Non-Ferrous Metals and Materials Science, tel.: 89082025567, e-mail: [email protected]
3Коростовенко Вячеслав Васильевич, доктор технических наук, профессор, зав. кафедрой техносферной безопасности горного и металлургического производства Института цветных металлов и материаловедения, тел.: 89029192136, e-mail: [email protected]
Korostovenko Vyacheslav, Doctor of technical sciences, Professor, Head of the Department of Technosphere Safety of Mining and Metallurgical Production of the Institute of Non-Ferrous Metals and Materials Science, tel.: 89029192136, e-mail: [email protected]
4Кондратьев Виктор Викторович, кандидат технических наук, начальник отдела инновационных технологий Физико-технического института, тел.: 89025687702, e-mail: [email protected]
Kondratiev Viktor, Candidate of technical sciences, Head of the Department of Innovative Technologies of the Physico-Technical Institute, tel.: 89025687702, e-mail: [email protected]
5Карлина Антонина Игоревна, ведущий научный сотрудник отдела инновационных технологий Физико-технического института, тел.: 89501201950, e-mail: [email protected]
Karlina Antonina, Leading Researcher of the Department of Innovative Technologies of the Physico-Technical Institute, tel.: 89501201950, e-mail: [email protected]
prevalence of pyrrhotite, pyrite marcasite; chalcopyrite and arseno pyrite occur in small quantities; sphalerite, bismuthite, galena have been found only in single inclusions. An assay has shown a silicate nature of ores (SiO2 - 66.4-81.9% of mass) under minor concentrations of carbon dioxide and sulfur. A spectral analysis on companion elements indicates their insignificant content. The ore was subjected to gravity separation on Knelson concentrator. The results showed the possibility to obtain a concentrate with metal content up to 221 - 250 g/t under recovery degree of 93 - 95%. Next, concentration tailings were leached by the cyanide and sulfur-alkaline solution where the recovery degree was 71 - 80% and 93 - 97% respectively.
Keywords: methods; deposit; minerals; mineralogy; ore; gravity separation; concentrate; concentrate tailings; leaching; extraction; modes; theoretical studies; experimental work; hypotheses.
Основным источником получения золота являются коренные золотосодержащие руды, которые подразделяются на окисленные и сульфидные. Для таких типов руд сформировались самостоятельные технологические процессы переработки, в частности, окисленные глинистые руды перерабатываются непосредственно выщелачиванием золота в цианистые водные среды с последующей сорбцией на приводных и синтетических сорбентах. Окисленные кварцевые, а также сульфидные руды обогащают гравитационным и флотационным методами с получением соответствующих концентратов, пригодных для дальнейшей переработки в металлургическом процессе [1].
В последние годы в связи с истощением месторождений богатых и легкообога-тимых золотосодержащих руд наметились тенденции разработки технологических схем переработки и вовлечения в эксплуатацию новых месторождений с труднообо-гатимыми рудами с тонкодисперсной фазой и невысоким содержанием ценного компонента.
Целью данных исследований является разработка технологии переработки данных типов руд и её внедрение в эксплуатацию на имеющихся площадях золотоиз-влекающих фабрик (ЗИФ) [2]. В связи с этим на исследование была предоставлена руда одного из месторождений Приангарья. Проведенный ранее анализ методов обогащения данных типов руд выявил преимущества гравитационного обогащения концентрата с последующим выщелачиванием хвостов обогащения.
Россыпные месторождения золота образуются в результате процессов эрозии, разрушения и переотложения материала рудных тел. Россыпи являются место-
рождениями вторичными, образовавшимися за счет разрушения коренных месторождений.
На процессы образования и характер россыпей большое влияние может оказать то или иное расположение золоторудного месторождения относительно речных долин, в которых образуются россыпи. Выходит ли месторождение на поверхность в дне долины или на склонах ограничивающих ее возвышенностей; расположено ли месторождение в самой вершине золотоносной речки или где-либо в ее среднем течении; тянется ли золоторудная жила параллельно речной долине, давая золотоносные свалы на всем своем протяжении, или пересекает долину в одном месте - все это так или иначе отражается на характерные россыпи.
Золото встречается преимущественно в виде самородков разной крупности. Рудное (жильное) золото находится в первичных месторождениях, а россыпное (промывное) - во вторичных (речной песок).
В морской воде содержится только 10 мг/м3 золота, поэтому промышленная добыча золота из морской воды пока экономически невыгодна.
Самородное золото представляет обычную форму его нахождения в золоторудных месторождениях. В большинстве случаев оно легко освобождается из коренной породы и почти полностью попадает в россыпь.
Сразу после освобождения от коренной породы частицы и зерна металлов подвергаются окатыванию. В элювиальной россыпи этот процесс идет слабо, в делювиальной - несколько заметнее, но в основном окатывание металла начинается в аллювиальной россыпи. Процесс окатыва-
ния заключается в том, что частицы металла истираются, благодаря своей ковкости обминаются, расплющиваются между галькой. Когда форма частиц еще угловатая, основную роль играет процесс обмятия. Когда форма становится устойчивой в условиях аллювиального переноса, начинает преобладать истирание. Первичные углубления на поверхности частиц могут подвергаться сглаживанию, если они достаточно открыты. На хорошо окатанных золотинах можно встретить углубления, внутри которых золото носит совершенно рудный характер. В верховье аллювиальной россыпи частицы металла носят вполне явные следы своей первоначальной формы. По мере движения вниз по россыпи металл постепенно становится все более окатанным. В нижнем конце россыпи первоначальная форма частиц угадывается весьма слабо. Помимо зерен самого металла в сложении его частиц принимают участие и посторонние минералы. Это могут быть или первичные минералы, представляющие остатки жильной породы, или вторичные, возникшие или присоединившиеся к частицам металла уже в россыпи. Платина часто находится в срастании с жильными минералами: оливином, змеевиком, пироксенами, хромитом. Минералом, находящимся в срастании с золотом, обычно является кварц. Рудные минералы, преимущественно сульфиды и изредка магнетит, встречаются в срастании с золотом невдалеке от коренного месторождения. По мере своего продвижения в аллювиальной россыпи они подвергаются окислению, превращаясь в бурый железняк. Часто окисление происходит в верхних горизонтах коренного месторождения, и тогда золото, только освобождаясь, покрывается бурым железняком, золотины в этом случае носят название «золото в рубашке». В россыпях концентрируются минералы, плотность которых более 3 г/см3.
В настоящее время наибольший интерес представляют: золото, платина и платиноиды, алмаз и иные драгоценные самоцветы, касситерит, вольфрамит, рутил, ильменит, монацит, танталит, колум-
бит, циркон и др. Им сопутствуют минералы: магнетит, гематит, гюбнерит, гранат, турмалин, сульфиды (чаще - пирит, халькопирит, арсенопирит). Часть минералов содержит редкие и рассеянные элементы: индий, таллий, галлий, германий, гафний, рений, церий, селен и др.
Обломочный материал россыпей классифицируется в зависимости от размера составляющих: глыбы - крупные валуны более 500 мм в поперечнике; средние валуны - крупностью 500+200 мм в поперечнике; мелкие валуны имеют размер 200+100 мм; щебень или крупная галька характеризуются крупностью 100+50 мм; мелкая галька - 50+10 мм; дресва или крупный гравий имеет крупность 10+5 мм; средний гравий - 5+2,5 мм; крупный песок или мелкий гравий - 2,5+1,0 мм; песок состоит из минеральных зерен крупностью 1+0,5 мм; средний песок - 0,5+0,25 мм; мелкий песок - 0,25+0,01 мм; ил и глина содержат зерна мельче 0,01 мм [3].
Проблема мелкого, тонкого и пылевидного золота. Проблема нестандартного (0,25+0,010 мм) золота, плохо извлекаемого и неизвлекаемого существующими обогатительными установками, является новой и относительно слабо изученной в технологии россыпей.
Золото, крупность которого заключена в интервале 0,25+0,010 мм по классификации Н.В. Петровской (1973 г.), относится к мелкому (0,9-0,1 мм), очень мелкому (0,1-0,06 мм) и пылевидному (0,06-0,01 мм). В 1973 г. в Иркутске на расширенном заседании секции драгоценных металлов и алмазов Министерства цветной металлургии СССР, посвященном вопросу повышения извлечения мелкого золота из россыпей, была принята более дробная классификация: 0,25 мм - мелкое, 0,25-0,1 мм -весьма мелкое, 0,1-0,05 мм - тонкое и 0,05 мм - пылевидное золото. Считается целесообразным опираться на эту классификацию, тем более, что она уже широко используется технологами.
Проведенное в последние годы в ряде золотоносных районов бывшего СССР и на Аляске (США) опробование рос-
сыпей с применением высокоэффективных методов и средств позволило установить в некоторых из них повышенный и высокий (до 70-90%) выход весьма мелкого и тонкого золота. Так, по данным опробования одной из аллювиальных россыпей Аляски (1981 г.) установлено, что металл класса 0,15 мм составляет 95,07% при содержании 1,5 г/м3; в прибрежно-морской россыпи 78,1% золота заключено во фракции 0,15 мм при содержании 10 г/м3 на исходные пески.
В бывшем СССР существовали две крупные школы по изучению мелкого, тонкого и пылевидного золота - в Центральном научно-исследовательском геологоразведочном институте цветных и благородных металлов (ЦНИГРИ) и в Пермском государственном университете. В ЦНИГРИ впервые проблему нестандартного золота наиболее четко сформулировал И.Б. Флёров (1976 г.). Он обратил внимание на то, что крупные и мелкие частицы золота в процессе преобразования россыпей в водном потоке обладают разными гидродинамическими свойствами, они осаждаются в разных условиях.
Большой выход весьма мелкого и тонкого золота установлен только в тех россыпях, коренные источники которых характеризуются преимущественно мелким золотом. Оптимальные условия для высвобождения подобного золота из жильного материала и накопления его в рыхлых отложениях имеют место в коре выветривания. Наиболее благоприятными для накопления золота класса 0,25+0,1 и 0,1 мм являются элювиально-склоновые отложения, слабо дифференцированный ложко-вый аллювий и аллювий пристержневых и базальных фаций в долинах средних порядков. Содержание весьма мелкого и тонкого золота в указанных типах отложений находится в прямой зависимости от глинистости осадков. Малоблагоприятен для концентрации мелкого и тонкого золота песчано-галечный аллювий фации прирусловой отмели в долинах высоких порядков.
Специалисты ЦНИГРИ пришли к выводу, что запасы металла в известных рос-
сыпях за счет золота этой крупности могут быть увеличены на 10-15%. Имеются реальные предпосылки для переоценки россыпей с существенно мелким золотом с целью отнесения их к самостоятельным промышленным объектам.
В Пермском госуниверситете многие годы над проблемой поиска и извлечения полезных ископаемых, для которых характерны мелкие зерна полезных минералов, занимались сотрудники лаборатории осадочных полезных ископаемых (ЛОПИ) под руководством профессора Б.С. Лунева. Сотрудники ЛОПИ пришли к выводу, что при поиске аллювиальных россыпей с мелкими зернами ценных минералов бутарное и шлиховое (лотковое) опробования являются неэффективными. Предлагается использовать для этой цели малогабаритные винтовые сепараторы и винтовые шлюзы конструкции В.Д. Иванова.
В последние годы обращается много внимания на формацию коры выветривания как источника накопления тонкого и пылевидного золота. За счет размыва коры выветривания возникают повышенные концентрации весьма мелкого и тонкого золота в аллювиальных образованиях, а также в склоновых фациях. По мнению В.А. Стан-никова, основная масса россыпного металла образована за счет размыва коры выветривания, при формировании которой происходит укрупнение первичных рудных частиц золота.
Заметным шагом в дальнейшем изучении рассматриваемой проблемы явилась опубликованная в докладах АН СССР статья академика Л.В. Таусона с соавторами. В ней отмечалось, что до последнего времени содержание золота в россыпях оценивалось по наличию в них крупного золота, которое может быть добыто гравитационными методами. Между тем во многих россыпях содержание мелкого, тонкого и тонкодисперсного золота составляет около 50%, а иногда и значительно больше. При подобных соотношениях крупного (гравитационного) и мелкого (невидимого) золота применяемые в настоящее время методы разведки и разработки россыпей не
могут считаться экономически оправданными. На основе экспериментальных данных и физико-химического моделирования показана возможность формирования гидрогенных скоплений самородного золота в приповерхностных условиях. Это представляет интерес в криолитозоне, где растворению золота, его миграции и концентрированию на литосорбционных барьерах способствует особенность талой воды. По степени перспективности и возможной практической значимости намечен ряд природных объектов, где могут возникнуть значительные скопления золота гидрогенного происхождения.
В Ленском золотоносном районе проблемой мелкого, тонкого и пылевидного золота впервые заинтересовался В.А. Обручев, который описал ряд опытов определения содержания золота в отбросах от промывки золотоносных песков в виде мути, уносимой в реки, золей и гальки, отвозимых в отвалы. Эти опыты доказывают, что промывкой извлекается далеко не все золото, содержащееся в россыпях, нередко даже меньшая часть его. В частности, приведены результаты ряда опытов по изучению отвалов золотодобычи, выполненных на одном из приисков Ленского района. Эти опыты подтвердили значительную потерю золота на промывочных приборах.
После работ В.А. Обручева длительное время в районе практически не интересовались проблемой мелкого и тонкого золота. Лишь в конце 60-х гг. ХХ в. геологами Бодайбинской экспедиции была предпринята попытка путем применения при промывке шлама ударно канатного бурения амальгамации оценить содержание в золотоносных песках ряда россыпных объектов количество мелкого и тонкого золота. В результате было определено, что с помощью ртути извлекаемость мелкого золота в сравнении с обычным лотковым методом возрастает от 17 до 25%. Ввиду запрета в последующие годы амальгамации в качестве способа обогащения золотосодержащих пород данная работа не имела продолжения.
Обостренный интерес к проблеме
мелкого и тонкого золота в Ленском золотоносном районе вновь возник в начале 90-х гг. прошлого века, когда НПФ «Извлечение» получила принципиально новую информацию о наличии высоких содержаний мелкого и тонкого золота в осадках различного генезиса и возраста. Особенно интересные данные оказались в нижнем течении р. Бодайбо, где в 1994 г. была предпринята попытка подсчитать по результатам бурения запасы мелкого и тонкого золота в недрах (Б.И. Бурмистров, В.А. Землин). Основываясь на этих материалах, а также учитывая положительный опыт изучения мелкого и тонкого золота в других золотоносных районах бывшего СССР, Иркутскгеолком при активной поддержке департамента по недрам администрации Иркутской области заметно активизировал работу как в направлении более полного извлечения труднообогатимого металла из недр, так и в оценке его ресурсов. В частности, было предписано всем недропользователям при отработке россыпей применять обогатительное оборудование, обеспечивающее минимальные потери мелкого и тонкого золота, а разведчикам было запрещено использовать традиционный лоток при промывке проб. Учитывая важность решения проблемы добычи и обогащения мелкого и тонкого золота для развития региона, администрация Бодай-бинского района проявила инициативу в организации работ по изучению мелкого и тонкого золота. Была составлена, рассчитанная на шестилетний срок, программа по оценке ресурсов мелкого и тонкого золота в недрах Бодайбинского района. Реализация этой программы была поручена НПФ «Геопрогноз». Однако уже на первом этапе работ, ввиду возникшей напряженности в районном бюджете, финансирование программы администрацией Бодайбинского района было приостановлено.
Заслуживают внимания методические разработки, выполненные в Бодайбинской экспедиции под руководством В.Л. Мясникова. Используя различные пром-приборы в сочетании с пробирным и спектральным анализами, специалистам экспе-
диции удалось получить ценную информацию о балансе в россыпях свободного и связанного золота. Однако подобного рода информация пока охватывает ограниченное количество объектов.
За последнее время в практику эксплуатационных и геологоразведочных работ на целом ряде объектов внедряются более современные обогатительные установки («Кнельсон», «Орокон», «Ромашка», винтовые сепараторы и др.), позволяющие заметно улучшить улавливание мелкого, тонкого и пылевидного золота. Полученная информация носит разрозненный характер и нуждается в систематизации [3].
Методика исследований. Исследования проводились в лабораторных условиях. Для изучения минералогического и вещественного составов руда измельчалась до фракций (0,74 мм) и анализировалась на содержание в ней золота. А класс -1+0 мм использовался для дальнейшего обогащения на концентрационном столе. Для концентрирования золота концентраты подвергались обогащению в тяжелых средах жидкостью Клеричи. Плотность жидкости поддерживалась в пределах 3,5 г/см3. Затем были изготовлены ан-шлифы для определения размера золоти-нок под микроскопом [4].
Исследования на обогатимость проводились на центробежном концентраторе Кнельсона. Руду в количестве 5 кг измельчали в шаровой мельнице порциями по 1 кг в течение 25 мин до крупности 0,74 мм; обогатимость составила около 85%.
Расход воды на один цикл составил 12 л, время работы 12 мин. Производительность аппарата 30 кг/ч. Далее хвосты концентрации направлялись на выщелачивание цианистым раствором с концентрацией CN-0,02%, что соответствует традиционным технологиям, эксплуатируемым на ЗИФ, и серощелочным раствором, полученным растворением серы в гидроксиде кальция в течение 5-6 часов при 100°С. Оптимальные условия выщелачивания выбраны на основании проведенных ранее исследований для данных типов сырья. Выщелачивание проводилось в агитаторах
бутылочного типа. Продолжительность процесса составила от 7 до 24 часов в зависимости от растворителя. Полученные продукты анализировались пробирным, спектральным, химическим и атомно-сорбционным методом на спектрфотометре «SOLAR M» [5-7].
Результаты исследований. Изучение минералогического состава представленной на исследование руды показало, что она состоит из кварц-слюдистых, сланцев и слюдяных микрокварцитов с жилами кварца и прожилками кварц-полевошпатового, хлоритового, турмалинового, карбонатного и смешанного составов. Содержание сульфидов убогое и колеблется от 0,2 до 2%. В составе сульфидов преобладают пирротин, пирит и марказит, в незначительных количествах встречаются халькопирит и арсенопирит, в единичных вкраплениях - сфалерит, висмутин, галенит. Химический анализ всех проб показал силикатный характер руд (SiO2 от 66,5 до 81,9%) при незначительных содержаниях углекислоты и серы. Спектральный анализ на элементы-спутники свидетельствует о незначительном содержании свинца (до 0,02%), цинка (0,1%), меди (0,02%), висмута (0,093%), марганца (0,15%). В единичных пробах встречаются мышьяк, молибден и вольфрам. Особенностью этих руд является постоянное присутствие в них висмута в количествах больших, чем количество мышьяка и меди при полном отсутствии сурьмы.
Золото - очень мелкое, размеры отдельных золотин не превышают 0,03 мм, обычно же они составляют несколько микрон. В большинстве случаев золото находится в сростках с кварцем, в отдельных пробах - со слюдой, пиритом, висмутином. Цвет золота - ярко-желтый. Среднее содержание золота, по данным пробирного анализа, до 4-6 г/т, что подтверждает тонкодисперсный характер руды и невысокое содержание ценного компонента. Рентге-нофазный анализ подтверждает результаты минералогических исследований [8].
Исследуемые руды с концентрацией 4 г/т и крупностью 0,74 мм подвергались
гравитационному обогащению на концентраторе Кнельсона. Результаты обогащения показали возможность получения гравитационного концентрата с содержанием металла до 221-250 г/т при выходе 1,6% и извлечении 93-95%. С учетом хвостов выход составил 98,4% при содержании металла 0,3-0,5 г/т.
Далее хвосты направлялись на цианирование по традиционной технологии. В качестве окислителя использовалась перекись бария. Полученные результаты показывают, что извлечение золота в фильтрат достаточно высокое и составило в среднем 71-80% при остаточном содержании металла в кеке до 0,09 г/т.
Также исследовалась возможность использования серощелочного раствора экологически безопасного и потому - перспективного. Хвосты концентратора с содержанием золота 0,3-0,5 г/т подвергались выщелачиванию серощелочным раствором с концентрацией 50 г/л серы +100 г/л гид-роксида кальция при оптимальных режимах, проведенных ранее на подобных типах руд [9].
Результаты исследований показали достаточно высокое извлечение золота в фильтрат - 93-97%, при остаточном содержании в кеке 0,02-0,01 г/т.
Применение серощелочных реаген-
тов для извлечения тонкодисперсного золота обладает несомненным преимуществом по сравнению с циан-технологией как в технологическом, так и экологическом аспектах.
Выводы. В данной работе определен минералогический состав представленных на исследование руд. На основании проведенного анализа методов обогащения можно заключить, что наиболее перспективным на сегодняшний день является обогащение в концентраторе Кнельсона. Результаты исследования показали возможность получения концентрата с содержанием золота до 221-250 г/л при извлечении 93-95% и получением хвостов с содержанием ценного компонента до 0,3-0,5 г/т, которые направлялись на цианирование по традиционной технологии ЗИФ. Извлечение в фильтрат составило 71-80% при остаточном содержании золота в кеках до 0,09 г/т. При выщелачивании хвостов сероще-лочным раствором получен фильтрат при извлечении золота 93,6-97% и остаточном содержании в кеках 0,02-0,01 г/т.
Полученные результаты свидетельствуют о возможности использования предлагаемой технологии переработки труднообогатимых руд месторождений нижнего Приангарья.
Статья поступила 31.03.2015 г.
Библиографический список
1. Берцин А.Е. Проблемы минерально-сырьевой базы страны // Сырьевые ресурсы нижнего Приангарья: материалы науч.-практ. конф. Красноярск, 1997. С. 8-9.
2. Еханин А.Г. Конъюнктура минерально-сырьевых ресурсов нижнего Приангарья // Сырьевые ресурсы нижнего Приангарья: материалы науч.-практ. конф. Красноярск, 1997. С. 10-13.
3. Ястребов К.Л., Байбородин Б.А., Надршин В.В. Традиционные и перспективные процессы промывки и обогащения полезных ископаемых: монография. Иркутск: Изд-во ИрГТУ, 2013. 268 с.
4. Мальцев Ю.М. Природоохранная стратегия при освоении природных ресурсов нижнего Приангарья // Сырьевые ресурсы нижнего Приангарья: материалы науч.-практ. конф. Красноярск, 1997. С. 14-18.
5. Зеленов В.И. Методика исследования золото-
серебросодержащих руд. М.: Недра, 1989. 206 с.
6. Фишман М.А., Зеленов В.И. Практика обогащения руд цветных и редких металлов. М.: Недра, 1967. 253 с.
7. Справочник по обогащению руд. Основные процессы. М.: Недра, 1988. 381 с.
8. Гронь В.А., Коростовенко В.В. Текстурно-структурные особенности некоторых руд нижнего Приангарья и их переработка // Сырьевые ресурсы нижнего Приангарья: материалы науч.-практ. конф. Красноярск, 1997. С. 33-37.
9. Пат. № 1788768, РФ, МПК6 С22В3/04. Способ извлечения золота из золотосодержащих продуктов выщелачиванием / В.А. Гронь [и др.]; заявитель и патентообладатель Красноярский институт цветных металлов, № 4910868/02; заявл. 12.02.1991; опубл. 27.01.1995. Бюл. № 6. 3 с.
