УДК 669.213.6
НИЗКОТЕМПЕРАТУРНОЕ АВТОКЛАВНОЕ ОКИСЛЕНИЕ УПОРНЫХ СУЛЬФИДНЫХ ЗОЛОТО-МЕДНЫХ ФЛОТОКОНЦЕНТРАТОВ С ПОСЛЕДУЮЩИМ СУЛЬФИТНЫМ ВЫЩЕЛАЧИВАНИЕМ ДРАГОЦЕННЫХ МЕТАЛЛОВ ИЗ ОКИСЛЕННЫХ КЕКОВ
л о л
А.В. Епифоров1, Р.Н. Набиулин2, C-В. Баликов1
ОАО «Иргиредмет»
664025, г. Иркутск, б. Гагарина 38, [email protected], 2ФГБОУ ВПО Иркутский государственный технический университет, 664074, г. Иркутск, ул. Лермонтова, 83, [email protected]
В статье приведены результаты исследования по низкотемпературному автоклавному окислению золото-медных флотоконцентратов и извлечению драгоценных металлов из окисленных ке-ков сульфитными растворами. Установлены зависимости извлечения драгоценных и цветных металлов от продолжительности процесса, давления кислорода, физических свойств пульпы и степени окисления сульфидов в процессе низкотемпературного автоклавного окисления пирит-теннантитового золотосодержащего флотоконцентрата. Показано, что элементарная сера, образующаяся при низкотемпературном автоклавном окислении, может успешно использоваться в качестве альтернативного цианиду реагента в процессе извлечения драгоценных металлов из окисленных кеков. На основе проведенных исследований разработан новый способ извлечения золота и серебра из серосодержащих кеков низкотемпературного автоклавного окисления растворами, содержащими сульфит-ион. Ил. 5. Табл. 3. Библиогр. 18 назв.
Ключевые слова: золото-медные флотоконцентраты; низкотемпературное автоклавное окисление; сульфитное выщелачивание; драгоценные металлы; жидкостная экстракция.
LOW TEMPERATURE PRESSURE OXIDATION OF REFRACTORY GOLD-COPPER FLOTATION CONCENTRATES FOLLOWED BY SULFITE LEACHING OF PRECIOUS METALS FROM OXIDISED CAKES
A.V. Epiforov1, R.N. Nabiulin2, S.V. Balikov1
1IRGIREDMET JSC,
664025, Irkutsk, Russia, е[email protected] 2Irkutsk State Technical University,
664074, Russia, Irkutsk, Lermontov st. 83, [email protected]
The paper focuses on the research of low temperature pressure oxidation of gold-copper flotation concentrates and recovery of metals from the oxidized cakes by sulfite solutions.The recovery of precious and base metals depends on the process time, oxygen pressure, physical properties of the slurry and the degree of sulfides oxidation during POX of pyrite-tennantite gold-bearing flotation concentrate. We found that elemental sulfur which forms during low temperature pressure oxidation, can efficiently replace cyanide during recovery of precious metals from the oxidized cakes. Based on the test work conducted, we developed a
new method of gold and silver recovery from sulfur-bearing cakes of low-temperature pressure oxidation using solutions containing sulfite-ion. 5 figures. 3 tables. 18 sources.
Keywords: gold-copper flotation concentrates, low temperature pressure oxidation, sulfite leaching, precious metals, solvent extraction.
ВВЕДЕНИЕ
Вовлечение в переработку упорных сульфидных золотосодержащих руд является актуальной проблемой для мировой и российской золотодобывающей промышленности. Особое место занимают золотосодержащие руды с повышенным содержанием меди. Основным способом переработки данного вида сырья является флотационное обогащение с последующей отправкой концентрата на медеплавильные заводы (МПЗ).
Пирометаллургическая переработка сульфидных золото-медных концентратов на МПЗ включает плавку, конвертирование и электролитическое рафинирование. Драгоценные металлы извлекаются из анодных шламов в операции электрорафинирования меди [8]. Однако переработка золото-медных концентратов на МПЗ в силу ряда причин экономического характера вызывает необходимость поиска альтернативных гидрометаллургических процессов извлечения ценных компонентов.
Основной проблемой гидрометаллургической цианистой технологии переработки сульфидных золото-медьсодержащих концентратов является низкое извлечение металлов и высокий расход цианида.
В мировой практике разработаны различные способы вскрытия «упорного золота». Наиболее эффективным для переработки полиметаллического сырья является высокотемпературное автоклавное окисление (АО) [10,1]. Научный и практический интерес представляет разработка технологии низкотемпературного автоклавного окисления сульфидных золото-медных флотоконцентратов, позволяющая снизить стоимость автоклавного оборудования, повысить рентабельность извлечения драгоценных и цветных металлов.
Целью данной работы являлись экспериментальные исследования низкотемпературного АО золото-медного сульфидного флотокон-центрата месторождения «Березняковское» [4].
ЭКСПЕРИМЕНТАЛЬНАЯ ЧАСТЬ
В ходе работы были изучены физико-химические закономерности низкотемпературного АО на примере пириттеннантитового золотосодержащего флотоконцентрата месторождения «Березняковское». Содержание основных компонентов в исследуемом фло-токонцентрате представлено в табл.1.
Содержание сульфидов во флотоконцен-трате составляет 46%, из них на долю пирита приходится 27,7%. Массовая доля блеклой руды (теннантита Cu12As4S13) составляет 16,8%, халькопирита - 1,5%. Остальные сульфиды находятся в пробе в виде единичных зерен. Доля породообразующих минералов составляет 52,5%, из них 30% приходится на кварц и 18,5% - на пирофиллит (Al2[Si4O10][OH]2). В сульфидах обнаружены единичные тонкодисперсные включения тел-луридов золота и серебра (рис.1). Основными ценными компонентами в концентрате являются золото и медь при их содержаниях 54,6 г/т и 6,85% соответственно. Серебро и цинк при содержаниях 92,0 г/т и 0,58 % являются попутно извлекаемыми компонентами.
Проведенные исследования показали, что флотоконцентрат является упорным по отношению к цианистому процессу. Извлечение золота в процессе цианирования составляет 67,5%. Основными причинами технологической упорности флотоконцентрата к цианированию являются тонкая вкрапленность золота в сульфиды и наличие медных минералов - ци-анисидов [6].
Проведены исследования по изучению влияния параметров процесса АО и свойств пульпы на степень окисления сульфидов и извлечение цветных металлов в процессе низкотемпературного (110 °С) автоклавного окисления (рис. 2-4) [5].
Увеличение продолжительности АО от 1 до 7 часов, позволяет повысить извлечение цинка и меди с 51 и 59% до 93 и 95% соответственно, а степень окисления сульфидов - с 60 до 89%.
С увеличением давления кислорода в процессе автоклавного окисления возрастает степень окисления сульфидов и извлечение цветных металлов в раствор.
Установлено, что крупность исходного материала, поступающего на окисление, не должна превышать 10 мкм, а плотность пульпы 14-17%. Определены оптимальные параметры процесса АО при температуре 110 °С: Р90 = 10 мкм; плотность пульпы - 14-17%; Po2 > 1,0 МПа; продолжительность - 6-7 часов. В этих условиях извлечение меди составляет 90-95%, цинка - 88-93%. [4]
Таблица 1
Основные компоненты флотоконцентрата
Содержание компонентов,
% г/т
SiO2 ^3 ^бщ Сульфид ^общ Cuсvльфид ^общ Feсvльфид As Zn Au Ag
41,2 6,8 20,7 20,6 6,9 6,6 14,3 13,6 2,3 0,6 54,6 92,0
Аи-Тс
Си-БЬ-в
/
Си-Ая-Б
• I о . оог ^М 2«.«к« »•••
а) б) в)
Рис. 1. Зерно теллурида золота, сросток теннантита и тетраэдрита (а); теллурид серебра (б); микровключения теллуридов золота и серебра в сульфидах (в). Полированный брикетный аншлиф. Электронная микрофотография в обратно рассеянных электронах
Рис. 2. Зависимость извлечения меди и цинка в раствор (а) и степени окисления сульфидов (б) от продолжительности процесса АО
Рис. 3. Влияние давления кислорода на степень окисления сульфидов (а) и извлечение цветных металлов в раствор (б)
Рис. 4. Зависимость (а) степени окисления сульфидов и (б) извлечения цветных металлов в раствор АО при различной тонине помола флотоконцентрата
Проведены исследования по изучению вещественного состава продуктов низкотемпературного АО, полученных в оптимальных условиях (табл. 2). Степень окисления сульфидов составила 88%. Основными компонентами раствора являются: серная кислота, железо, медь, мышьяк и цинк.
Кек АО на 50,9% состоит из оксида кремния и на 7,1% из оксида алюминия. Кроме того, в кеке содержится 11% серы, 8,5% которой приходится на элементарную. Содержание остальных компонентов составляет 1,0-1,5%.
Рентгеноструктурным фазовым анализом изучено преобразование минерального состава флотоконцентрата в процессе низкотемпературного АО (табл. 3).
Показано, что в процессе низкотемпературного АО кварц и пирофиллит не разрушаются, хлорит и гидроксид алюминия (гиббсит) полностью растворяются. Пирит в процессе низкотемпературного АО разрушается интенсивнее, чем теннантит. Также показано наличие в кеке низкотемпературного АО элементарной серы.
Таким образом, при полном окислении сульфидов кек низкотемпературного АО исследуемого пирит-теннантитового флотокон-центрата будет состоять из кварца, пирофиллита, слюды и серы в элементарном состоянии. Цветные металлы переходят в раствор.
Проведены исследования по переработке продуктов АО золото-медного флотоконцентрата.
Таблица 2
Химический состав продуктов низкотемпературного АО
Раствор АО Кек АО
Компонент Концентрация, мг/л Компонент Содержание,%
H2SO4 47170,00 SiO2 50,90
А1 369,00 Al2Oз 7,10
As 3300,00 Fe 'еокисленное 1,40
Си 12860,00 Feсульфидное 0,14
Fe3+ 34310,00 Сиокисленная 0,14
Zn 870,00 Сисульфидная 1,05
Ca 180,00 А^кисленный 0,52
Sb 112,00 А^ульфидный 0,54
Mg 29,10 Zn 0,15
Mn 14,50 Окисленная 0,22
№ 19,90 Сульфидная 2,28
Pb 18,30 Элементарная 8,50
Au <0,01 Аи, г/т 75,00
Ag <0,05 Ад, г/т 127,90
Таблица 3
Минеральный состав флотационного концентрата и кека АО
Наименование продукта Состав
Флотоконцентрат Кек низкотемпературного АО Кварц, пирофиллит, пирит, теннантит, хлорит, гиббсит Кварц, пирофиллит, теннантит, пирит, сера, мусковит
Для проведения исследований по извлечению драгоценных металлов использовали кек АО, содержащий, %: Рво5щ - 1,5; Сио6щ - 1,1; Сиок -0,2; Аво5щ - 1,1; 5° - 8,7; Аи - 73,2 г/т; Ад -135,2 г/т. Степень окисления сульфидов составила 89% [5, 2].
Кеки АО направляли на сорбционное цианирование с предварительной щелочной обработкой и без нее. Горячую щелочную обработку (ЩО) проводили с целью удаления элементарной серы. Извлечение золота и серебра из кеков АО при прямом цианировании составило 89,1 и 4,5%, а при цианировании кека ЩО
- 93,5 и 9,8% соответственно. Расход реагентов при прямом цианировании составил: ЫаСЫ
- 143 кг/т, СаО - 350 кг/т. Предварительная ЩО кека позволяет сократить расход цианида до 31 кг/т. Полученные результаты АО указывают на необходимость поиска альтернативной - нецианистой технологии извлечения золота.
Для извлечения драгоценных металлов из кеков низкотемпературного АО наиболее эффективным реагентом является сульфит натрия, который взаимодействует с элементарной серой с образованием тиосульфат-иона по реакции:
(Аи/Ад) + 282О32- ^ (Аи/Ад)^2О3)23~ + е (3) Оптимальными условиями для извлечения золота из кеков АО сульфитом натрия являются: Ж:Т пульпы - 10:1; концентрация №2Б03 -75-100 г/л. Продолжительность сульфитного выщелачивания при комнатной температуре составляет 72-96 ч. Извлечение золота и серебра достигает 95-99 и 64% соответственно. В связи с этим проведены исследования по сульфитному выщелачиванию драгоценных металлов при повышенных температурах.
При температуре 80 °С оптимальной является продолжительность 11-15 часов. При 50 °С максимальное извлечение золота достигается в интервале 21-23 ч (рис. 5а).
Оптимальными условиями для извлечения серебра являются температура 80 °С и продолжительность 12-15 часов (рис. 5б). Извлечение серебра составляет 65%.
Кроме температуры на процесс выщелачивания оказывает влияние доступ окислителя (кислорода воздуха). При отсутствии кислорода золото практически не переходит в раствор. Проведены эксперименты по выщелачиванию золота при температуре 80 °С сульфитными растворами, полученными при продувке диоксида серы через раствор щелочи:
503
+ 5° ^ Б2032
(1)
2Ш0И + Э02 ^ N82803 + Н2О (4)
Сульфит- [14] и тиосульфат-ионы способны растворять золото и серебро по реакциям:
(Аи/Ад)+ + 2БО,
(Аи/Ад)^О3)23
(2)
100 90 80 70 60 50 40 30 20 10 о
а 1 тнд
У? ^^
/У 3
2 4 6 8 10 12 14 16 18 20 22 24 Продолжительность, час
Показано, что извлечение золота в раствор достигает 98%. Использование данного способа [4, 7] позволит значительно сократить эксплуатационные затраты на технологию. На
70
¿60 о
£50
о
га
а-40 ш
§30
?20 а>
ё ю
6 И
№ 1 ¿ж
чУг
Ж М/
3
10 12 14 16 18 20 22 24
Продолжительность, час
Рис. 5. Динамика растворения (а) золота и (б) серебра в процессе сульфитного выщелачивания при: 1 - 80 °С; 2 - 50 °С и 3 - 25 °С.
2
продуктивных растворах сульфитного выщелачивания проведены эксперименты по химическому осаждению драгоценных металлов гидроксидом натрия. При повышении рН комплексы золота разрушаются, извлечение золота в осадок составляет более 99%. Проведенные термодинамические расчеты подтверждают вероятность протекания реакций осаждения золота по следующему механизму:
ЭГАи^Оэ)/' + 120Н — 4БР[ + 3Аи°1 + 8SOэ2' + 6Н2О (5)
^°298=-Э59 кДж/моль)
2Б + 20Н — Н2Э + Э02 (6)
°298—15 КДЖ/МОЛЬ)
Аи(БОЭ)2Э~ + 6Н^ — 8S| + Аи°1 + 6Н20 (7) °298—276 кДж/моль)
Проведены эксперименты по выделению металлов из продуктивных растворов АО. Исследования проводили на растворе, полученном при АО, объединенном с раствором от промывки кека АО. В растворе содержалось, г/л: Н2Э04 -32,1; А5 - 2,3; Си - 7,0; Рв - 7,5; 2п - °,7.
В первую очередь растворы очищали от железа. Очистку проводили внесением известняка. В качестве реагента использовали строительный мел с содержанием СаСОЭ более 95 %. При рН 2,7 практически все железо выпадало в осадок, медь и цинк при этом оставались в растворе. Жидкостная экстракция позволяет практически полностью извлечь медь из растворов [3].
ОБСУЖДЕНИЕ РЕЗУЛЬТАТОВ
Проведенные исследования по цианированию флотоконцентрата, показывают его технологическую упорность (извлечение золота составляет 67,5%), основной причиной которой является тонкая вкрапленность золота в сульфиды.
Проведенные исследования по низкотемпературному автоклавному окислению с последующим сульфитным выщелачиванием драгоценных металлов показывают, что можно практически полностью извлекать золото из кека АО флотоконцентрата, а из продуктивных растворов АО методом жидкостной экстракции добиваться высокого извлечения меди.
Использование низкотемпературного процесса приводит к снижению себестоимости
1. Епифоров А.В. Выбор технологии пе-
реработки флотоконцентрата руды Березня-ковского месторождения/ Г.А. Ващенко, С.С.
Гудков, Ю.Е. Емельянов, А.В. Богородский,
переработки за счет использования менее дорогого оборудования по сравнению с высокотемпературным АО.
ВЫВОДЫ
1. Проведены исследования вещественного состава сульфидного золото-медного флотационного концентрата месторождения «Бе-резняковское». Флотоконцентрат является упорным к цианистому процессу: цианированием извлекается 67,5% золота. Причинами упорности являются тонкая вкрапленность золота в сульфиды и наличие цианисидов.
2. Определены оптимальные параметры АО золото-медного флотоконцентрата при температуре 110°С (крупность материала минус 10 мкм; плотность пульпы - 14+17%; Ро2 -1,0+1,5 МПа; продолжительность 5 часов). При данных условиях извлечение меди и цинка в раствор составляет 90+95 и 88+93% соответственно. Извлечение золота из кеков АО 95+99%.
3. При проведении исследований по переработке кеков АО золото-медного флотокон-центрата установлено:
- максимальное извлечение золота и серебра из кеков АО при сорбционном цианировании составляет 93,5% и 9,8% соответственно. Расход реагентов составляет: NaCN - 143 кг/т; СаО - 350 кг/т. После щелочной обработки расход цианида снижается до 31 кг/т;
- при сульфитном выщелачивании кеков АО в оптимальных условиях (Ж:Т=10, С[Na2SO3]=100 г/л, температура 75+80 °С, продолжительность 12+15 часов) извлечение золота и серебра достигает 99% и 65% соответственно;
- при выщелачивании кеков АО растворами гидроксида натрия с продувкой сернистого ангидрида величина извлечения золота сопоставима с сульфитным выщелачиванием;
- для извлечения золота из растворов сульфитного выщелачивания можно использовать химическое осаждение гидроксидом натрия при рН 12,5+13,5;
4. При проведении исследований по переработке продуктивных растворов АО золото-медного флотоконцентрата установлено, что извлечение меди из отчищенных от железа растворов жидкостной экстракцией составляет более 99%.
1ЕСКИЙ СПИСОК
А.В. Епифоров// Цветные металлы. - 2013. -№ 11. С. 32-35.
2. Епифоров А.В. Извлечение золота и серебра из кеков низкотемпературного авто-
клавного окисления нецианистыми растворителями на основе серы / А.В. Епифоров, С.В. Баликов // Материалы междунар. совещ. «Прогрессивные методы обогащения и комплексной переработки природного и техногенного минерального сырья» («Плаксинские чтения-2014» 16-19 сент., г. Алматы). - Алматы: Изд. ТОО «АРКО», Караганда 2014. - С. 412-414.
3. Епифоров А.В. Лабораторные исследования высокотемпературного автоклавного окисления полиметаллических золотосодержащих сульфидных концентратов / А.В. Епи-форов, А.В. Богородский, С.В. Баликов, Ю.Е. Емельянов, Н.В. Копылова // Вестник ИрГТУ. -Иркутск: ИрГТУ, 2012 - № 1. С 116-119.
4. Епифоров А.В. Низкотемпературное автоклавное окисление упорных сульфидных золото-медных флотоконцентратов: Дис. канд. техн. наук; Иркутск - «Иргиредмет». 2014. - 144 с.
5. Епифоров А.В. Переработка золото-медного флотоконцентрата с использованием низкотемпературного автоклавного окисления и нецианистых растворителей драгоценных металлов / А.В. Епифоров, С.В. Баликов // мат-лы IV Всерос. науч.-практ. конф. с междунар. участием «Перспективы развития технологии переработки углеводородных, растительных и минеральных ресурсов»: (Иркутск, 24-25 апреля 2014 г.). -Иркутск : Изд-во ИрГТУ, 2014. -С. 7-8.
6. Епифоров А.В. Технология регенерации цианида в оборотных растворах сорбцион-ного цианирования флотоконцентрата руды Березняковского месторождения/ А.Ф. Ращен-ко, А.А. Файберг, А.В. Епифоров, В.Н. Хвойнов, С.С. Гудков, В.В. Елшин// Вестник ГГТУ им. П.О. Сухого - 2014. - № 1. С. 46-51.
7. Пат. 2528300 РФ. Способ переработки сульфидного сырья, содержащего драгоценные металлы / А.В. Епифоров, С.С. Гудков, С.В. Баликов, А.В. Богородский. ОАО «Ирги-редмет». МПК 6 C22B3/04, C22B11/00 - Заявл. 19.11.2012; Опубл. 10.09.2014.
8. Ferron C.J. Recovery of gold as byproduct from the base-metals industries // Advances in gold ore processing. Edited By M. D. Adams, 2005. - Chapter 35. - P. 861-896.
9. Marsden J., Brewer В., Hazen N., 2003. Copper concentrate leaching developments by Phelps Dodge Corporation. In: Young C.A., et al. (Eds.). Hydro 2003, The Minerals Metal and Materials Society. Warrendale, Pennsylvania, pp. 1429-1446.
10. Paul A. Kohl. Electrodeposition of gold. Modern Electroplating, Fifth Edition Edited by Mordechay Schlesinger and Milan Paunovic Copyright 2010 John Wiley & Sons, Inc. P 115-130.
REFERENCES
1. Epiforov A.V., Vashchenko G.A., Gudkov S.S., Emel'yanov Yu.Ye., Bogorodskii A.V. Vybor tekhnologii pererabotki flotokontsentrata rudy Be-reznyakovskogo mestorozhdeniya [The choice of flotation concentrate process option of deposit Bereznyakovskoye]. Tsvetnye metally - Non ferrous metals, 2013, no.11, pp. 32-35.
2. Epiforov A.V., Balikov S.V. Izvlechenie zolota I serebra iz kekov nizkotemperaturnogo avtoklavnogo okisleniya i netsianistymi rastvoritelyami na osnove sery [Gold and silver recovery from low temperature pressure oxidation cakes using sulfur-based non-cyanide lixiviants]. Materialy mezhdunarodnogo soveshchaniya "No-vye tekhnologii obogashcheniya i kompleksnoi pererabotki prirodnogo i tekhnogennogo miner-al'nogo syr'ya" [Proc. Int. Conf. "New concentration and complex treatment technologies natural and technogenic mineral raw materials", Plaksin readings], 16-19 September, 2014, Almaty, TOO ARKO Publ., Karaganda, pp. 412-414.
3. Epiforov A.V., Bogorodskii A.V., Balikov S.V., Emel'yanov Yu.Ye., Kopylova, N.V., Labora-tornye issledovaniya vysokotemperaturnogo avtoklavnogo okisleniya polimetallicheskikh zolo-tosoderzhashchikh sul'fidnykh kontsentratov [Test
work on high temperature pressure oxidation of polymetallic gold-bearing sulfide concentrates]. Vestnik Irkutskogo gosudarstvennogo tekhnich-eskogo universiteta - The Bulletin of Irkutsk State Technical University, 2012, no.1, pp. 116-119.
4. Epiforov A.V. Nizkotemperaturnoe avtoklav-noe okislenie upornykh sul'fidnykh zoloto-mednykh flotokontsentratov [Low temperature pressure oxidation of refractory sulfide gold-copper flotation concentrates], Dissertation of Candidate of Technical Sciences, Irkutsk, Irgiredmet, 2014, 144 p.
5. Epiforov A.V., Balikov S.V. Pererabotka zoloto-mednogo flotokontsentrata s ispol'zovaniem nizkotemperaturnogo avtoklavnogo okisleniya i net-sianistykh rastvoritelei dragotsennykh metallov [Treatment of gold-copper flotation concentrate using low temperature pressure oxidation and non-cyanide lixiviants of precious metals]. Materialy IV Vserossiiskoi nauchno-prakticheskoi konferentsii s mezhdunaronym uchastiem "Perspektivy razvitiya tekhnologii pererabotki uglevodorodnykh, ras-titel'nykh I mineral'nykh resursov" [Proceedings of IV National Research and Practice Conference with International Participation "The prospects of processing technologies of hydrocarbonaceous,
vegetal and mineral resources"], 24-25 April, 2014, Irkutsk, ISTU Publ., 2014, pp.7-8.
6. Epiforov A.V., Rashchenko A.A., Faiberg A.V., Khvoinov S.S., Gudkov S.S., Yelshin V.V. Tekhnologiya regeneratsii tsianida v oborotnykh rastvorakh sorbtsionnogo tsianirovaniya flotokontsentrata rudy Bereznyakovskogo mestorozhdeni-ya [Method of cyanide regeneration in the recycled solution of CIL of flotation concentrate from the ore of deposit Bereznyakovskoye], Vestnik Gomelskogo gosudarstvennogo tekhnicheskogo universiteta imeni P.O. Sukhogo - The Bulletin of Pavel Sukhoi State Technical University of Gomel, 2014, no. 1, pp. 46-51.
7. Epiforov A.V., Gudkov S.S., Balikov S.V., Bogorodskii A.V. Patent 2528300 RF. Sposob perepebotki sul'fidnogo syr'ya, soderzhashchego dragotsennye metally [Method of sulfide mineral
raw materials treatment containing precious metals], IRGIREDMET JSC, IPC C22B3/04, C22B11/00, Appl. 19.11.2012, Published 10.09.2014.
8. Ferron C.J. Recovery of gold as byproduct from the base-metals industries. Advances in gold ore processing. Edited By M. D. Adams, 2005, Chapter 35, pp. 861-896.
9. Marsden J., Brewer В., Hazen N., 2003. Copper concentrate leaching developments by Phelps Dodge Corporation. In: Young C.A., et al. (Eds.). Hydro 2003, The Minerals Metal and Materials Society. Warrendale, Pennsylvania, pp. 1429-1446.
10. Paul A. Kohl. Electrodeposition of gold. Modern Electroplating, Fifth Edition Edited by Mor-dechay Schlesinger and Milan Paunovic, Copyright 2010, John Wiley & Sons, Inc., pp. 115-130.
Статья поступила в редакцию 24 сентября 2014г.