CC BY
49Journal of Siberian Federal University. Chemistry 1 (2018 11) 110-121
УДК 669.213.68
Investigation and Development
of the Technology of Processing Gold-Antimony
Flotation Concentrates
Rostislav E. Rusalev*a, Sergei V. Grokhovskiia, Denis A. Rogozhnikovb and Stanislav S. Naboichenkob
aLLC EZ OCM-ENGINEERING 131 Uspensky, Verkhnyaya Pyshma, 624097, Russia
bUral Federal University named after the First President of Russia B.N. Yeltsin 19 Lenin, Ekaterinburg, 620083, Russia
Received 15.01.2018, received in revised form 04.02.2018, accepted 20.02.2018
Hydrometall urgicalinvestigations of gold antimony flotation concentrate have been carriedout. XRD and chemicalanalysesoftheconcentratehave beenstudied. Mainly, the material consists of compoundsofantimony, silicon, calcium, sulfur and iron. The main phases are quartz, stibnite, calcium carbonate and ankerite, pyrite and arsenopyrite have been found as well. The feature of an timonite 'sdissolvinginalkaline solutions has been reviewed. The dependencesofeffectsofthetemperatu re, time, L/Sratioand NaOH concentration on the extraction antimony and sulfur from the flotation concentrate have been determined. During sulphide-alkaline leaching of the starting material several physicochemical characteristics of gold dissolution has been identified.
Agitated cyanide gold leaching test of the disantimoniedcake was conducted. Goldrecoverywas 32,2 %. The obtained low indexes of gold recovery are based on cyanidation. A nitric acid leaching of disantimonied cake was proposed.
Keywords: flotationconcentrate, antimony, gold, alkaline leaching, cyanidation.
Citation: Rusalev R.E., Grokhovskii S.V., Rogozhnikov D.A., Naboichenko S.S. Investigation and development ofthe technology of processing gold-antimony flotation concentrates, J. Sib. Fed. Univ. Chem., 2018, 11(1), 110-121. DOI: 10.17516/1998-28360062.
© Siberian Federal University. All rights reserved Corresponding author E-mail address: [email protected]
*
Исследование и разработка технологии переработки золотосурьмяного флотационного концентрата
Р.Э. Русалева, С.В. Гроховскийа, Д.А. Рогожниковб, С.С. Набойченкоб
ООО «ЕЗ ОЦМ-ИНЖИНИРИНГ» Россия, 624097, Верхняя Пышма, пр. Успенский, 131 бУральский федеральный университет им. первого Президента России Б.Н. Ельцина Россия, 620083, Екатеринбург, пр. Ленина, 51
Проведены исследования по гидрометаллургической переработке золотосурьмяного флотационного концентрата. Изучены элементный и фазовый составы исходного материала. Концентрат представлен в основном соединениями сурьмы, кремния, кальция, серы и железа. Основными фазами являются: кварц, стибнит, карбонат кальция и анкерит, также обнаружены пирит и арсенопирит. Рассмотрены особенности растворения стибнита в сульфидно-щелочных растворах. Определены зависимости влияния температуры, времени, соотношения Ж:Т и концентрации NaOH на извлечение сурьмы и серы из флотационного концентрата. Установлена вероятность перехода золота при сульфидно-щелочном выщелачивании исходного материала. Определены некоторые физико-химические характеристики растворения золота при сульфидно-щелочном выщелачивании. Проведены опыты по агитационному цианидному выщелачиванию золота из обессурьмянистого кека. Извлечение золота составило 32,2 %. На основании полученных низких показателей извлечения золота при цианировании предложен способ предварительного вскрытия обессурьмянистого кека - азотнокислотное выщелачивание.
Ключевые слова: флотоконцентрат, сурьма, золото, сульфидно-щелочное выщелачивание, цианирование.
Введение
Тенденция необходимости переработки сурьмянистых золотосодержащих руд становится все более актуальной. По некоторым данным [1], доля переработки таких руд очень мала. В России золотодобывающие компании складируют такие материалы на специальных полигонах либо продают в Китай на сурьмянистые заводы. Извлечение золота традиционными методами [2] из такого сырья малоэффективно. А извлечение одной только сурьмы из подобных материалов является нерациональным.
В настоящее время в мировой практике существует большое многообразие технологий по переработке упорных сульфидных золотосодержащих концентратов [3]. Сложность и капиталоемкость традиционных технологий становятся причинами разработок альтернативных технологий, направленных на повышение экологической безопасности и снижение капитальных и эксплуатационных затрат. Недостатки существующих методов подготовки упорных сульфидных золотосодержащих руд и концентратов подробно рассмотрены и описаны [4, 5]. Однако
- 111 -
высокое содержание сурьмы меняет технологию подготовки сульфидного золотосодержащего концентрат£1 к цианированию.
Основным минеродом сурьмы является стибнит, присутствующий почти во всех генетических типах сурсмянисх месторождений. Сурьму чаще всего получают:' пирометаелургиче-скими матодами, однако при выборе комплексной схемы переработки золото-сурьмянистых концентратов не менее важна экономическая составляющая. При текущих ценах на сурьму рентабель ость переработки низкосортных концентратов пирометаллургическими способами становится нерентабельной.
Зонесоиурьмянистые руды отличаются высоком содержанием золота (от 1,5 до 8 г/т) и сурьмы (от 0,6 до 1И %), однако очитается трудным объектом для цианирггвания. Минералы сурьмы, взаимудействуя со щелочными цианистыми раутворами, резко снижают извлечение золота и приводят к повышенно ми расходу реагентов [6].
Золотосульфидный концентрат перерабатывают различными способами в зависимости от содержания сурьмы. Так, например, компания GeoProMining Ltd, самый крупный производи-нель золотосурьмянистых концентратов в России, использует иомбинированную схему извлечения золота и сурьмы. Сперва золото извлекают грсвитационным способом, выделяя крупные частицы. Затем хвосты гравитации подвергаются флотации с получеоием золотосурьмяного концентрата [7], который является конечным продуктом.
При низком содержании соединений сврьмы и высоком содержании пирита и арсенопи-рита концентрат подвергают окислительному обжигу с последующим цианированием. При содержании сурьмы в конценоратвх от 10 до 20 % иго отправляют на гидрометаллургическую переработку.
Цель настоящей работы - првдести аналитические ивследования еырья с определением элементного и фазового составов; подобрать параметры сульфидно-щелочного выщелачивания стибнита; выявить особенности азотнокислотоного вскрытия труднорастворимых соединений золотосурьмяного флотационного концентр ата АО «Полюс».
Теоретическая часть
Из-за проявления амфотерных свойств сурьма растворяетня как в кислотных, так и в ще-лодных растворах. Однако в промышленносуд в основном применяют водную смесь сульфида натрия и едкого нгтра для растворения стианита. Щелочные растворы судтфида натрия действуют кав универсальный и селективный рсстворитель для болыниоотва сурьмянистых минералов. Однако исключением может быть мышьяк, олово и ртуть [8].
Растворение стибнита можно описать следующей реакцией:
Sb2 S3 (ав)+3Na2 S2K)=2Na2 SbS 3W;
^98=-7С,4С тДпНдоив. (1)
Изменение свободной энергии Гиббса имеет отрицательное значение, соответственно, реакция является термодинаминески вероятной. Добавление гидроксида натрия играет очень важную роль в растворении стибнита [9]. В первую очередь, гидроксид натрия препятствует гидролизу Na2S, реакция может протекать в две стадии:
8+Н20=О=аШ+Ф[а0Н, ^•С"298=^6><5.,,99)<3| кДж/моть,
(2)
КаШ+Н20=Н2 8+2№0Н,
кДаОдоль.
Сумморная реакция химических в2аимодействий 2 и 3
(3)
Ка28+2Н20=Н28+2Ка0Н.
(4)
В условиях, когда в смеси растворкв и №)0Н становится недостаточно сульфида натрия - основного расавориткля, №ЮН не зольоа высл^мет как подавитель гидролиза но и действует как дополнительный растворитель сурьмы в соответствии с реакцией 55 [11]:
Сульфид натрия может также реагировать с кислородом и диоксидом углерода, присутствующим в атмосфере воздаха, в соответствии с реакциями [12]
Реакции 1 и 55 опиоывают пуоцесс растворения стибнита и спльфидно-щелочных растворах и представляют собой сложную оиствоеу различных элементор ^Л, С, №), которые образуют1 коа[плл1ссные ионы [13]. Побочные реакции 6и 7 аежелательны для раствореноя стибнита.
Исследование материала и продуктов выщелачивания. Элементные анализы флотаци-онпого концентрата и кокои проводили нр рентгеноспектралвном флооресцентном спемтроме-тре ЛхюяМЛХ фирмы РЛ№^юа! Фазовый анализ флотоконцентрата выпалнен но дифрак-тометре Х]И> 7000 Махта. Микрорентгеноспеитральный анилин проведен на сканирующем электронном моороскопе 03иаа+а 200 фирмы ЕЕ! Содержание золота определяли пробирно-масс-спеотральным методом с индуктивно связакной плазмой на приборе №нЮМ 335501). Рас-слкры аннлизировали таа1 ьоо^^сь^слтеегк^трэолп^т'роое; с; индуативноавязкнной плазмой Е!ЛМ)1ИС-е.
Цианирование концннтрата. К навеске флотоконцентрата массой р0 г добавляли выщелачивающий рествор I! объеме 100 см3 при Ж:Т=10:1. Емкости с полученной пульпой помещали в бутылочный агитатор, где пульпу перемешиволн в течение 24 ч. Из содержимого отбирали аликвоты объемом И0 см3, кмторые филировали и коализаровали на лодоржанио золота. Состав выщелнчивающих р^аспт-в^о^еэвв: концентрация - 2>„С) г/дм3, №ОН - 2,0 г/дм3, рН=П,0. Резальтаты циа:н:^дн[о:го выщеличивания ззолота из флотоконцентрата представлены в табл. 1.
Сульфидно-щнлочное выыщелачиванил. Эксперименты по выщелачиванию сурьмы проводили при атмосферном давлении в стеклянных сосудах. Перемешивание осуществлялось за счет магнитной мешалки. Температура регулировалась за счет подогреваемой магнитной мешалки с постоянным магнитом. Использовали реактивы марки ХЧ. В смесь гидроксида на-
8Ь2Фс+60аО0=0асФЪФс+0асФЮс+с02 О.
(5)
(6)
2!20а2 8=Н2+2С+222КаИ8=2Ча2С+3.
(7)
Методы, и ¡материалы
Таблица 1. Результаты цианидного выщелачивания золота из исходного флотоконцентрата
Table 1. Resultsofagitated cyanide gold leaching test of flotationconcentrate
Исходное содержание Au, г/т Концентрация Au в р-ре, мг/дм3 Извлеченное Au, г/т Извлечение Au, %
60 1,822 18,22 30,4
трия и сульфида натрия добавляли дистиллированную воду и нагревали до необходимой температуры, затем добавляли навеску флотационного концентрата 10 или 100 г. По окончании эксперимента пульпу фильтровали, полученный кек сушили и передавали на анализ с полной расшифровкой спектра.
Азотнокислотное выщелачивание. Опыты по азотнокислотному выщелачиванию проводили на обессурьмянистых кеках при атмосферном давлении в стеклянных сосудах. Перемешивание осуществлялось за счет механического агитатора при 250 мин-1 и температуре 80-100 °С.
Результаты и их обсуждение
Исследование исходного материала. Элементный состав флотационного концентрата представлен в табл. 2. Основные обнаруженные фазы: кварц @Ю2) - 43,7 %, стибнит ^Ь283) -28,9 %, кальцит (СаСОз) - 12,0 %, анкерит (Са^е,М^МпХШз)2) (рис. 1). Такие ассоциации характерны для кварц-золотоантимонитовых полисульфидных руд, что относится ко второстепенному типу руд Олимпиадинского месторождения: существенно антимонитные с подчиненным содержанием других минералов [14, 15].
Микрорентгеноспектральный анализ исходного сырья показал наличие сурьмы (19,69 ат. %), серы (34,25 ат. %), железа (10,67 ат. %), кислорода (26,63 ат. %) и др. в исходном сырье, что подтверждает наличие кремнезема, стибнита, арсенопирита и пирита (рис. 2).
Выщелачивание сурьмы. Исследования по выщелачиванию сурьмы проводились с целью установления оптимальных параметров рассматриваемого технологического процесса. Изучаемыми параметрами являлись: температура, соотношение жидкого к твердому, время выщелачивания и концентрация гидроксида натрия (табл. 3). Концентрация во всех опытах составляла 100 г/дм3.
Состав обессурьмянистых кеков представлен в табл. 4. Определены зависимости влияния температуры, времени и соотношения Ж:Т на извлечение сурьмы и серы из флотационного концентрата.
Как видим, извлечение сурьмы в раствор составило от 79,9 до 98,0 %. Таблица 2. Элементный состав флотационного концентрата АО «Полюс»
Table 2. Chemical composition of the flotation concentrate PJS "Polys"
Элемент As Ca Fe Mg O S Sb Si Au Прочие
мас. % 1,9 13,14 8,95 1,46 23,15 12,01 20,59 15,71 58 г/т 33,1
Рис. 1. Диффрактограмма исходного концентрата Fig. 1. XRD pattern offlotation concentrate
Л
л J
7 *s
N^'Ji
JJ->.'V 1-4Д. ill*.,
Элемент Wt % At %
О As 08.65 01.42 26.63 00.93
Si 01.36 02.38
Au 01.40 00.35
S 22.29 34.25
Sb 48.65 19.69
Ca 02.14 05.09
Ca 04.14 05.09
Fe 12.10 10.67
Рис. 2. Микрофотография и локальный химический анализ выделенной области исходного концентрата Fig. 2. SEM image with table with chemical elements of flotation concentrate
Как видим на графике (рис. 3), с ростом температуры увеличивается переход сурьмы в раствор, извлечение достигло 91 %. Однако переходсеры I! раствор сократился пропорционально. С ростом концентрации №ОИ переход серы в раствор увеличивается (рис. 4), а извлечение сурьмы снижается, что подтверждает исследования авторов [16], что добавление гидроксид-ионов в систему несколько увеличивает растворение серы.
Продолжительность выщелачивания флотоконцентратата и увеличение соотношения Ж:Т (рис. 5 и 6) значительно не повлияли на переход сурьмы в раствор, извлечение составило 97,5 и 97,1 % соответственно. Контрольный опыт при Ж:Т = 4:1, температуре 50 °С и времени выщелачивания 2 ч показал, что извлечение сурьмы снизилось на 10 % и составило 87,9 %.
При увеличении времени выщелачивания возрастает извлечение. Максимальная степень извлечения сурьмы достигла 98 % (рис. 7). Установлено, что продолжительность выщелачивания более 3 ч значительно не влияет на извлечение сурьмы в раствор. Таким образом, в целях
Таблица 3. Параметры выщелачивания сурьмы Table 3. Alkaline leaching's factors of antimony
№ п.п. Температура, °С Ж:Т Время, ч CNaOH, Г/Дм3 CNa2S, Г/Дм3
1 30 6 3 40 100
2 40 6 3 40 100
3 50 6 3 40 100
4 50 6 1 40 100
5 50 6 2 40 100
6 50 4 3 40 100
7 50 2,5 3 40 100
8 50 4 2 40 100
9 50 4 3 40 100
10 50 4 4 40 100
11 50 4 5 40 100
12 50 4 24 40 100
13 60 4 4 40 100
14 50 4 3 60 100
15 50 4 3 80 100
Таблица 4. Элементный состав обессурьмянистых кеков Table 4. Chemical composition of the antymonyless cakes
Элемент As Ca Fe Mg S Sb Si Au
мас. % 3-3,4 16,3-18,6 10,9-14,5 1,9-2,1 5,50-8,0 0,67-5,3 19,2-20,6 52,8-78,4 г/т
100
90
SO
-S о4 70
<о 60
g
0J 50
о
- С2 40
S 30
20
10
0
0 30 40 50
Температура, °C
Рис. 3. График зависимости влияния температуры на извлечение сурьмыи серы в раствор Fig. 3. Dependence of antimony and sulfur recovery on the; temperature
КоЕщентрасгшг NaOH, г/дм!
Рис. 4. График зависимости влияния концентрации NaOH на извлечения сурьмы и серы Fig. 4. Dependence of antimony and sulfur recovery on NaOH concentration
Время
-Sb
-s
Рис. 5. График зависимости влияния времени выщелачивания на извлечение сурьмы и серы в раствор Fig. 5. Dependence of antimony and sulfur recovery on the time
промышленной переработки золотосурьмянистых концентратов необходимо учитывать, что при сокращении соотношения жидкого к твердому необходимо увеличивать время выщелачивания.
При сульфидно-щелочном выщелачивании стибнита в растворе также образуются тио-сульфаты [17]. Литературные данные показывают, что тиосульфатные соединения являются структурным аналогом сульфата, где один атом кислорода замещен атомом серы. Уникальность тиосульфата заключается в способности к комплексообразованию. Образование тиосульфата происходит по следующей реакции (8):
2Ка28+202+Н20=Ка28203+2Ка0Н ,
Д0298=-836 кДж/моль. (8)
Золото с тиосульфат-ионом образует прочный комплекс содтжва [Ли^203)2]-3, изменение энергии Гиббса образования которого составляет -1024,9 кДж/моль, не разлагающийся с выде-
- 117 -
Ж:Т
Рис. 6. График зависимости влияния Ж:Т на извлечение сурьмы и серы в раствор Fig. 6. Dependence of antimony and sulfur recovery on L/S ratio
Время
Рис. 7. График влияния временина извлечение сурьмы и серы при Ж:Т = 4:1
Fig. 7. Dependence ofantimony and sulfur recovery on the time Experiments conditions: L/S ratio 4:1
лением серы даже при подкислении. Процесс растворения золота в тиосульфате в присутствии кислорода протекает по реакции, аналогично й цианистому процессу:
4 Au+8Na2 S2 O3+O2+H2 O=4Na3 [Au(S2O3)2]+4NaOH . (9)
Термодинамическая вероятность реакции 9 достаточно велика (AG298=-96,5 кДж/мнль) и возрастает с повышением температуры. Таким образом, при длительномвыщелачивлнии до 6 % золота можтт переходить в раствор.
Цианирование обессурьмянистого кека. Цианирование обессурьмянилтого кека проводилась по методике, описанной выше. Результаты цианирования золота из кека выщелачивания сурьмы сульфидно-щелочными растворами представланы в таал. 5.
По результатам опытов агитационного выщелачивания золота из флотоконцентрата и обессурьмянистого кета были получены достаточно низкие значения изв лечения в раствор -30,4 и 322,2 % соответственно.
Азотнокислотное выщелачивание. Поскольку результаты извлечения золота цианированием обессурьмянистого кека оказались неудовлетворительными, была предложена азотно-
- 118 -
Таблица 5. Результаты цианирования обессурьмянистого кека
Table 5. Results of agitated cyanide gold leaching test of the antymonyless cakes
Исходное содержание Au, г/т Концентрация Au в р-ре, мг/дм3 Извлеченное Au, г/т Извлечение Au, %
66 4,25 21,25 32,2
Таблица 6. Результаты азотнокислотного выщелачивания обессурьмянистого кека
Table 6. Results of agitated nitric acid leaching tests of the antymonyless cakes
Материал Fe S As Ca Au (в кек)
% Извл % % Извл % % Извл % % Извл % г/т Извл %
Декарбонизированный кек 1,01 93,4 15,8 41,7 1,00 77,6 17,80 24,6 99 93,2
Обессурьмянистый кек 2,40 85,9 8,3 36,0 1,40 68,5 7,50 70,7 102 94,3
кислотная технология [18, 19]. В силу того, что исходный флотационный концентрат содержит 12 % карбоната кальция (СаС03), применили дополнительно операцию декарбонизации. Далее брали навеску 50 г каждого из полученных материалов (обессурьмянистый кек и декарбонизи-рованный кек), подвергали их азотнокислому выщелачиванию. Результаты опытов приведены в табл. 6.
Сравнивая результаты табл. 6, можно отметить, что переход железа, мышьяка и серы в раствор значительно выше у декарбонизированного кека, однако концентрирование золота оказалось больше у материала без дополнительной стадии декарбонизации.
Выводы
Высокое содержание сурьмы и других примесей осложняет извлечение золота из фло-токонцентрата. При текущих мировых ценах на сурьму и золото становится рентабельным перерабатывать низкосортные руды. Рентгенофазовые и микрорентгеноспектральные анализы флотационного концентрата показали, что материал представлен в основном соединениями сурьмы, кремния, кальция, серы и железа. Такие ассоциации характерны для кварц-золотоантимонитовых полисульфидных руд.
Установлены оптимальные режимы сульфидно-щелочного выщелачивания: Концентрации №0Н-40 г/дм3, Na2S-100 г/дм3, Ж:Т = 4:1, температура выщелачивания 50-60 °С, время выщелачивания 3 ч. Извлечение сурьмы из флотационного концентрата сульфидно-щелочными растворами достигало 94-98 %.
Агитационное цианидное выщелачивание золота из флотационного концентрата и обессурьмянистого кека не дали высоких результатов: 30,4 и 32,2 % соответственно, что подтверждает упорность материала.
Азотнокислотное выщелачивание обессурьмянистого кека доказало свою эффективность: содержание золота в нерастворимом осадке составило 102 г/т, что практически в 2 раза больше исходных концентраций. Поэтапная переработка флотационного концентрата позволяет вы- 119 -
делить сурьму, железо, мышьяк и тем самым получить концентрированный по золоту остаток, пригодный к цианированию.
Статья подготовлена по материалам доклада, представленного на IX международном конгрессе «Цветные металлы и минералы-2017».
Список литературы
1. Категория: итоги производства и добычи золота в Российской Федерации по итогам 12 месяцев 2016 г. [Электронный ресурс]. Союз золотопромышленников, Режим доступа: http:// http://goldminingunion.ru/news/news_post/ [Category: The results of gold production and extraction in Russian Federation for the 12 months of 2016. Gold Mining Union (In Russ.)]
2. Лодейщиков В.В. Технология извлечения золота и серебра из упорных руд. Иркутск: Иргиредмет, 1999. 452 c. [Lodeishchikov V.V. Technology of gold and silver recovery from refractory ores. Irkutsk: Irgiredmet, 1999. 452 p. (In Russ.)]
3. Меретуков М.А., Орлов А.М. Металлургия благородных металлов. Зарубежный опыт. М.: Металлургия, 1991. 416 с. [Meretukov M.A., Orlov A.M. Metallurgy of precious metals. Foreign experience. Moscow: Metallurgy, 1991. 416 p. (In Russ.)]
4. Котляр Ю.А., Меретуков.М. А., Стрижко Л.С. Металлургия благородных металлов. М.: МИСИС, 2005. 432 с. [Kotlyar Yu.A., Meretukov. M.A., Strizhko L.S. Metallurgy of precious metals. Moscow: MISIS, 2005. 432 p. (In Russ.)]
5. Захаров Б.А., Меретуков М.А. ЗОЛОТО: упорные руды. М.: Издательский дом «Руда и Металлы», 2013. 452 с. [Zakharov B.A., Meretukov M.A. GOLD: refractoryores. Moscow: Publishing hous "Ore&Metals", 2013. 452 p. (In Russ.)]
6. Попсуев М.В., Скорик Л.Ф., Особенности переработки золото-сурьмянистых руд. Путь науки - Международный научный журнал 2016. Т. 4(26), С. 47-50. [Popsuev M.V., Skorik L.F. Features of gold-antimony ore processing. The Way of Science - International scientific journal 2016. Vol. 4(26), P. 47-50 (In Russ.)]
7. Категория: Sarylakh and Sentachan gold and antimony mines [Электронный ресурс]. Geopromining, Режим доступа: http://www.geopromining.com.
8. Ubaldini S. Process flow-sheet for gold antimony recovery from stibnite. Hydrometallurgy 2000. Vol. 57, P. 187-199.
9. Anderson C.G. and Krys L.E., Leaching of antimony from a refractory precious metals concentrate. Hydrometallurgy Fundamentals Technology and Innovations, Proceedings of the Milton E. Wadsworth (IV) International Symposium on Hydrometallurgy, ed. J.B. Hiskey and G. Warren. Society for Mining, Metallurgy and Exploration, 1993, Littleton, Co., P. 341-363.
10. Ubaldini S., Veglio F., Fornari P. Process flow-sheet for gold antimony recovery from stibnite. Hydrometallurgy 2000. Vol. 57, P. 187-199.
11. Smincakova E., Raschman P. Leaching of Stibnite by Mixed Na2S and NaOH Solutions. ACTA TECHNICA CORVINIENSIS-Bulletin of Engineering 2012. Vol. 5, P. 35-37.
12. Smincakova E. Leaching of Natural Stibnite Using Na2S and NaOH Solutions. International Journal of Energy Engineering 2011. Vol. 1(2), P. 85-89.
13. Motang T., Tiancong Z. A thermodynamic study on the basic and negative potential fields of the systems of Sb-S-H2O and Sb-Na-S-H2O. Journal for Central South Institute of Mining and Metallurgy 1988. P. 35-43.
14. Волков А.В., Генкин А.Д., Гончаров В.И. О формах нахождения золота в рудах месторождений «Наталкинское» и «Майское» (Северо-Восток России). Тихоокеанская геология 2007, Т. 25(6), С. 18-29. [Volkov A.V, Genkin A.D., Goncharov V.I. About the forms of gold in the ores of the Natalkinskoye and Maiskoye deposits (the North-East of Russia). Pacific Geology 2007. Vol. 25(6), P. 18-29. (In Russ.)]
15. Категория: Олимпиадинское (Au) месторождение [Электронный ресурс]. Минералы и месторождения России и стран ближнего зарубежья. Режим доступа: http://webmineral.ru/ deposits/item.php?id=1251 [Category: Olimpiadinskoe (Au )deposit. Minerals and deposits of Russia and CIS countries (In Russ.)]
16. Чубаров А.В., Белоусова Н.В., Казаченко А.С., Максименко В.В. Растворение элементной серы в системах S - H2O - OH- - S2- . Журнал Сибирского федерального университета. Химия 2008, № 1(3), C. 235-241 [Chubarov A.V., Belousova N.V., Kazachenko A.S., Maksimenko V.V. Dilution of Elemental Sulfur in Systems S - H2O-OH- - S2- . Journal of Siberian Federal University. Chemistry 2008, Vol. 1(3), P. 235-241. (In Russ)]
17. Каковский И.А., Поташников Ю.М. Кинетика процессов растворения. М.: Металлургия, 1975. 224 с. [Kakovskii I.A., Potashnikov Yu.M. Kinetics of dissolution processes. Moscow: Metallurgy, 1975. 224 p. (In Russ.)]
18. Судаков Д.В., Челноков С.Ю., Русалев Р.Э., Елшин А.Н. Технология и оборудование для гидрохимического окисления упорных золотосодержащих концентратов (ES-процесс). Цветные металлы 2017. № 3, С. 40-44. [Sudakov D.V., Chelnokov S.Yu., Rusalev R.E., Elshin A.N. Technology and Equipment for Hydrometallurgical Oxidation of Refractory Gold-Bearing Concentrates (ES-Process). Tsvetnye Metally 2017, Vol. 3, P. 40-44 (In Russ.)]
19. Rogozhnikov D.A., Mamyachenkov S.V., Anisimova O.S. Nitric acid leaching of copper-zinc sulfide middlings. Metallurgist 2016, Vol. 60, P. 229-233.
