Способ переработки сульфидных концентратов, содержащих драгоценные металлы

Изобретение относится к переработке сульфидного концентрата, содержащего драгоценные металлы. Способ включает смешивание сульфидного концентрата, содержащего драгоценные металлы, и кальцийсодержащего флюса с получением шихты, обжиг шихты в среде кислородсодержащего газа при температуре 600-750°С с получением огарка. Полученный огарок смешивают с водой и дезинтегрируют при перемешивании с получением пульпы, которую перерабатывают гравитационным методом с получением обогащенного концентрата и хвостового продукта, при этом полученный обогащенный концентрат высушивают и плавят в смеси с флюсами с получением лигатуры драгоценных металлов, а хвостовой продукт измельчают до крупности класса менее 0,1 мм и проводят его цианидное выщелачивание. Обеспечивается повышение извлечения драгоценных металлов при переработке сульфидных концентратов. 2 з.п. ф-лы, 5 табл, 1 пр.

 

Изобретение относится к области металлургии цветных и драгоценных металлов, в частности переработке сульфидных концентратов, содержащих золото и серебро.

Целевым продуктом переработки руд и песков, содержащих золото и серебро, гравитационными методами обогащения являются гравитационные концентраты. Подобные концентраты представляют собой неоднородную смесь самородных золота и серебра, золотосодержащих сульфидов, преимущественно пирита (FeS2) и арсенопирита (FeAsS), оксидов и гидроксидов железа и группы оксидов, слагающих минералы – кремния, алюминия, кальция, магния. Содержание драгоценных металлов в богатых гравитационных концентратах, в зависимости от степени доводки, составляет, в среднем, 0,5÷5,0 % в сумме.

Известен способ переработки сульфидных концентратов гравитационного обогащения, содержащих драгоценные металлы, включающий окислительный обжиг концентрата при температуре 500÷700 °С в атмосфере кислорода воздуха и плавку полученного огарка в смеси с флюсами на шлак и лигатурное золото [1]. Недостатками способа-аналога являются высокие затраты связанные с улавливанием и утилизацией выделяющегося сернистого газа (SO2) и триоксида мышьяка (As2O3) и потери драгоценных металлов с пылью операции обжига.

Известен способ переработки сульфидных концентратов, содержащих драгоценные металлы, который принят за прототип, как наиболее близкое к заявляемому техническое решение [2].

По известному способу сульфидный концентрат смешивают с кальцийсодержащим флюсом, в качестве которого используют гидроксид, оксид или карбонат кальция в количестве выше 100 % от стехиометрически необходимого для полного связывания серы в гипс, шихту обжигают в среде кислородсодержащего газа при температуре 600-750 °С, полученный огарок перерабатывают методом цианидного выщелачивания с извлечением драгоценных металлов в раствор. Недостатком способа-прототипа является снижение извлечения драгоценных металлов в раствор при наличии в исходных концентратах крупных, свыше 100 микрон, частиц золота и серебра вследствие низкой скорости их растворения при цианировании.

Задачей, на решение которой направлено заявляемое изобретение, является повышение извлечение драгоценных металлов при переработке сульфидных концентратов.

Указанный технический результат достигается тем, что в известном способе переработки сульфидных концентратов, содержащих драгоценные металлы, включающем смешивание концентрата с кальцийсодержащим флюсом, обжиг шихты в среде кислородсодержащего газа с получением огарка, цианидное выщелачивание огарка, согласно изобретению полученный огарок смешивают с водой и дезинтегрируют, пульпу огарка перерабатывают гравитационным методом с получением обогащенного концентрата и хвостового продукта, обогащённый концентрат высушивают и плавят в смеси с флюсами, хвостовой продукт гравитационного обогащения измельчают и направляют на цианидное выщелачивание.

Отличием предлагаемого технического решения от прототипа является введение новых операций дезинтеграции огарка в водной среде, гравитационное обогащение огарка, плавки гравитационного концентрата огарка с флюсами, измельчение хвостового продукта гравитационного обогащения огарка.

Физико-химическая сущность заявляемого способа основывается на окислительном разложении кислородом пирита, арсенопирита и других сульфидов при нагревании с образованием сульфата и арсената кальция, оксидов железа и цветных металлов. Разложение пирита и арсенопирита при термообработке шихты протекает по результирующим реакциям 1, 2:

2FeS2 + 4Ca(OH)2 + 7,5O2 → Fe2O3 + 4CaSO4 + 4H2O (1)

2FeAsS + 5Ca(OH)2 + 7O2 → Fe2O3 + Ca3(AsO4)2 + 2CaSO4 + 5H2O (2)

Продуктом процесса является огарок, содержащий драгоценные металлы, оксиды железа и цветных металлов, сульфат и арсенат кальция. Также в огарке содержатся оксиды кремния, алюминия, кальция и магния. Огарок дезинтегрируют смешиванием с водой в соотношении 1:(1÷2) и интенсивным перемешиванием пульпы. В процессе дезинтеграции крупные хлопьевидные агрегаты сульфата и арсената кальция разрушаются, высвобождая мелкие частицы драгоценных металлов и оксида железа. Последующая переработка пульпы огарка гравитационным методом позволяет эффективно осуществить селекцию крупных металлических частиц золота и серебра от сульфата и арсената кальция, имеющих плотность 2,96 и 3,62 г/см3. В процессе гравитационной переработки огарка, например на концентрационных столах, крупные зёрна оксида железа размером выше 0,2 мм преимущественно переходят в гравитационный концентрат огарка, а мелкие частицы Fe2O3 переходят в хвостовой продукт гравитации.

Получаемый гравитационный концентрат огарка, состоящий в основном из зерен оксида железа и металлических частиц золота и серебра крупностью свыше 0,05 мм, высушивают и плавят в смеси с флюсами на лигатурное золото и шлак. Хвостовой продукт гравитационного обогащения огарка на основе сульфата и арсената кальция измельчают до крупности класса менее 0,1 мм с целью разрушения мелких зёрен оксида железа и высвобождения присутствующих в них частиц золота и серебра и выщелачивают в растворе цианида натрия с извлечением в раствор драгоценных металлов.

В сравнении со способом–прототипом в заявляемом способе повышение извлечения драгоценных металлов достигается за счёт эффективного извлечения крупных частиц золота и серебра из огарка гравитационным методом и последующей плавки гравитационного концентрата огарка на лигатурное золото и шлак.

В качестве кальцийсодержащего флюса в заявляемом способе используется гидроксид, оксид и карбонат кальция Ca(OH)2, CaO, CaCO3. По результатам испытаний данные соединения в сравнительно одинаковой степени эффективно связывают серу и мышьяк в форму сульфата и арсената кальция в процессе окислительного обжига. Количество кальцийсодержащего флюса в смеси на окислительный обжиг берется в количестве 105-110 % от стехиометрически необходимого для связывания серы и мышьяка, присутствующих в перерабатываемом концентрате, в сульфат и арсенат кальция. Экспериментально установлено, что при указанном количестве кальцийсодержащего флюса в смеси сера и мышьяк в процессе обжига на 97-98 % переходят в форму сульфата и арсената кальция и остаются в огарке.

В заявляемом способе температурный диапазон при котором ведётся окислительный обжиг смеси выбран по результатам экспериментальных исследований и составляет 600÷750 °С. Установлено, что при температуре ниже 600 °С степень окисления сульфидов с образованием сульфата и арсената кальция снижается, а обжиг смеси при температуре выше 750 °С степень окисления сульфидов не увеличивает, но обусловлен более высокими затратами и спеканием частиц огарка.

Сопоставительный анализ заявляемого способа с прототипом показывает, что заявляемый способ отличается от известного введением новых операций дезинтеграции огарка в водной среде, гравитационного обогащения огарка, плавки гравитационного концентрата огарка с флюсами, измельчения хвостового продукта гравитационного обогащения огарка.

Для доказательства соответствия заявляемого изобретения критерию «изобретательский уровень» проводилось сравнение с другими техническими решениями, известными из источников, включенных в уровень техники.

Заявляемый способ переработки сульфидных концентратов, содержащие драгоценные металлы соответствует требованию «изобретательского уровня», так как обеспечивает повышение извлечения драгоценных металлов в целевой продукт, что не следует явным образом из известного уровня техники.

Пример использования заявляемого способа

Для экспериментальной проверки заявляемого способа использовали гравитационный концентрат класса крупности менее 2 мм, полученный при обогащении золотосодержащей руды месторождения, расположенного в Российской Федерации, на центробежных концентраторах Knelson и концентрационном столе СКО-2,0. В качестве реагентных добавок использовали известь гидратную пушонку 1 сорта ГОСТ 9179-77 и химические реагенты марки «Ч». Продукты, получаемые в экспериментах, анализировали на содержание основных компонентов с использованием атомно-абсорбционного, химического, пробирно-гравиметрического и рентгеноструктурного методов анализа. Вещественный состав гравитационного концентрата представлен в таблице 1.

Таблица 1 – Вещественный состав гравитационного концентрата

Содержание компонентов, массовая доля, %
Au Ag FeS2 FeAsS Σ Fe2O3, Fe3O4 Скрап Fe Σ SiO2, A2O3
1,22 0,15 44,0 41,7 5,9 2,4 3,3

На лабораторных весах взвесили 1000,0 г гравитационного концентрата и 1170,0 г извести. Материалы смешали и тщательно усреднили. Шихту поместили в противень нержавеющей стали слоем 1,0-1,5 см. Противень с шихтой загрузили в камерную печь сопротивления. Шихту обжигали с доступом воздуха в камеру печи при температуре 600 и 750 °С продолжительности по 1,5 часа при каждой температуре и периодическом перемешивании материала. В процессе обжига шихты выделения в газовую фазу оксидов серы и мышьяка не фиксировали. По завершении обжига противень выгрузили из печи, огарок светло-серого цвета охладили и взвесили. Масса огарка гравитационного концентрата составила 2540,0 г.

Полученный огарок загрузили в лабораторный реактор со скоростной мешалкой, залили в реактор 5000 мл воды и перемешивали в течение 15 минут. По завершении операции дезинтеграции пульпу огарка выгрузили из реактора и переработали на концентрационном столе СКО-0,5 в стандартном режиме. Продукты гравитационного обогащения огарка – обогащённый гравитационный концентрат огарка и хвостовой продукт высушили, взвесили и анализировали на содержание контролируемых компонентов. Выход и состав продуктов приведён в таблице 2.

Таблица 2 – Вещественный состав продуктов гравитационного обогащения огарка

Продукт Масса, г Содержание компонентов, массовая доля, %
Au Ag Fe2O3 CaSO4 Ca3(AsO4)2 Σ SiO2, A2O3
Концентрат 140,0 8,55 0,87 72,3 10,5 3,0 0,7
Хвосты 2349,0 0,010 0,012 18,6 50,6 25,0 1,4

Гравитационный концентрат огарка смешали с флюсами - бурой (Na2B4O7·10H2O), известью и кварцевым песком. Смесь усреднили и поместили в шамотный тигель ШМБ-Т-0,75. Тигель с шихтой загрузили в шахтную печь сопротивления с карбидокремниевыми электронагревателями и выдержали при температуре 1170 °С в течение 30 минут. По окончании плавки тигель извлекли из печи и охладили. Продукты плавки – шлак и слиток сплава лигатурного золота извлекли из тигля, разделили по границе ликвации, взвесили и анализировали на содержание элементов пробирным и химическим методами анализа. Данные по составу шихты, выходу продуктов плавки, содержанию в них золота, серебра и железа приведены в таблице 3.

Таблица 3 – Результаты плавки гравитационного концентрата огарка

Содержание в шихте, г Продукт Масса, г Содержание, масс. %
Конц-т Бура Известь Кварц Au Ag Fe
140,0 170,0 35,0 65,0 Шлак 342,0 0,008 0,011 20,5
Слиток 13,6 87,78 8,68 0,74

Результаты, приведенные в таблице 3, и расчеты, показывают, что при плавке гравитационного концентрата огарка по заявляемому способу получен целевой сплав лигатурного золота с суммарным содержанием драгоценных металлов 96,46 %. В сплав извлекается 97,85 % золота и 78,70 % серебра, содержащихся в исходном гравитационном концентрате.

Хвостовой продукт гравитационного обогащения огарка массой 2349,0 г загрузили в лабораторную шаровую мельницу, добавили 1300 мл воды и измельчили продукт до крупности менее 0,1 мм. Пульпу измельчённого хвостового продукта перегрузили в лабораторный реактор, прилили к пульпе 5700 мл воды и при температуре 60 ºС с перемешиванием, в течение 24 часов вели цианидное выщелачивание, периодически вводя в пульпу гидроксид натрия и раствор цианида натрия с поддержанием в пульпе СNaOH ≈ 0,2 % и CNaCN ≈ 2,0 %. По завершении операции пульпу фильтровали. Получили раствор объемом 7000 мл и кек цианирования хвостового продукта, сухой массы 2267,0 г. Данные анализов по содержанию контролируемых элементов в продуктах операции приведены в таблице 4.

Таблица 4 – Данные цианидного выщелачивания хвостового продукта

гравитационного обогащения огарка

Наименование
продукта
Объем, масса Массовая доля: мг/л; %
Au Ag As Ca S Fe
Раствор цианирования хвостового продукта 7000 мл 30,3 27,3 0,351 1032 3088 2,98
Кек цианирования
хвостового продукта
0,001 0,004 9,4 22,4 14,6 13,02

Расчеты на основе данных таблицы 4 показывают, что в процессе цианирования измельчённого хвостового продукта гравитационного обогащения огарка в цианидный раствор из этого материала извлекается 90,35 % золота и 67,83 % серебра.

В целом, при переработке исходного сульфидного гравитационного концентрата заявляемым способом в целевые продукты – сплав лигатурного золота и цианидный раствор извлекается 99,59 % золота и 91,44 % серебра. Переработка цианистого раствора с получением лигатурного золота и серебра осуществляется известными способами. Кек цианирования хвостового продукта и шлаки, в которых задолжено 0,41 % золота и 8,56 % серебра являются оборотными промпродуктами и направляются на переработку с исходной рудой.

Пример использования способа-прототипа

Навески исходного гравитационного концентрата массой 1000,0 г и извести пушонки 1170,0 г смешали и тщательно усреднили. Шихту поместили в противень нержавеющей стали слоем 1,0-1,5 см. Противень с шихтой загрузили в камерную печь сопротивления. При периодическом перемешивании шихту обжигали с доступом воздуха в камеру печи по 1,5 часа при температуре 600 и 750 °С. По завершении обжига противень выгрузили из печи, огарок охладили и взвесили. Масса огарка гравитационного концентрата светло-серого цвета составила 2543,0 г.

Огарок перегрузили в лабораторный реактор, прилили к пульпе 7500 мл воды и при температуре 60 ºС с перемешиванием, в течение 24 часов вели цианидное выщелачивание, периодически вводя в пульпу гидроксид натрия и раствор цианида натрия с поддержанием в пульпе СNaOH ≈ 0,2 % и CNaCN ≈ 2,0 %. По завершении операции выщелачивания пульпу фильтровали. Получили раствор объемом 7500 мл и кек цианирования огарка, сухой массы 2385,0 г. Данные анализов по содержанию контролируемых элементов в продуктах выщелачивания огарка приведены в таблице 5.

Таблица 5 – Данные цианидного выщелачивания огарка гравитационного концентрата

Наименование
продукта
Объем, масса Массовая доля: мг/л; %
Au Ag As Ca S Fe
Раствор цианирования огарка 7500 мл 1288 118 0,297 1576 3264 1,51
Кек
цианирования огарка
0,106 0,026 7,94 23,7 12,1 17,2

Расчеты на основе данных таблицы 5 показывают, что в процессе цианидного выщелачивания огарка гравитационного концентрата в цианидный раствор из этого материала извлекается 79,19 % золота и 58,94 % серебра.

Сравнение полученных результатов показывает, что при переработке сульфидных концентратов заявляемым способом в целевые продукты – сплав лигатурного золота и цианистый раствор золота извлекается на 20,4 %, а серебра на 32,5 % выше, чем при использовании способа-прототипа.

Для доказательства критерия «промышленное применение» заявленный способ испытан в укрупненном масштабе на базе ООО НИИПИ «ТОМС».

ИСТОЧНИКИ ИНФОРМАЦИИ

1. Патент РФ № 1649815 МКИ С22В 11/02. Способ извлечения благородных металлов из гравитационных концентратов / С.В. Баликов, Н.А. Дубинин, А.П. Манохин (Россия) – № 4749419/02; Заявл. 11.10.1989. (Авторское свидетельство СССР переоформлено на патент РФ и зарегистрировано в Государственном реестре изобретений 13 апреля 1993 года).

2. Патент RU № 2078146 C1, МПК C22B 11/02. Способ обжига металлосодержащих сульфидно-мышьяковистых или сульфидно-золотосодержащих руд или концентратов / Уиллем П.С.Дюивестейн [US], Мануэль Р.Ластра [US] – опубликовано 27.04. 1997 г – прототип.

1. Способ переработки сульфидного концентрата, содержащего драгоценные металлы, включающий смешивание сульфидного концентрата, содержащего драгоценные металлы, и кальцийсодержащего флюса с получением шихты, обжиг шихты в среде кислородсодержащего газа при температуре 600-750°С с получением огарка, отличающийся тем, что полученный огарок смешивают с водой и дезинтегрируют при перемешивании с получением пульпы, которую перерабатывают гравитационным методом с получением обогащенного концентрата и хвостового продукта, при этом полученный обогащенный концентрат высушивают и плавят в смеси с флюсами с получением лигатуры драгоценных металлов, а хвостовой продукт измельчают до крупности класса менее 0,1 мм и проводят его цианидное выщелачивание.

2. Способ по п. 1, отличающийся тем, что в качестве кальцийсодержащего флюса для обжига концентрата используют гидроксид, оксид или карбонат кальция.

3. Способ по п. 1, отличающийся тем, что количество кальцийсодержащего флюса в смеси составляет 105-110% от стехиометрически необходимого для связывания серы и мышьяка, содержащихся в исходном концентрате, в сульфат и арсенат кальция.



 

Похожие патенты:
Изобретение может быть использовано при переработке отвальных красных шламов глиноземного производства в частности из красного шлама в процессе Байера. Способ извлечения оксида алюминия из отходов глиноземного производства включает автоклавное выщелачивание отходов при повышенных температуре и давлении в присутствии извести в щелочном растворе с последующим охлаждением пульпы после выщелачивания, добавлением воды, перемешиванием и фильтрованием.

Изобретение может быть использовано при получении гидроксида бериллия, используемого в производстве металлического бериллия, медно-бериллиевой лигатуры, керамики из оксида бериллия и солей бериллия.

Изобретение относится к области металлургии цветных металлов, а именно к способам гидрометаллургической переработки твердофазных полиметаллических минеральных материалов с целью выделения из них меди и цинка.

Изобретение относится к способу переработки красного шлама при получении скандийсодержащего концентрата и оксида скандия, в котором ведут карбонизационное выщелачивание, сорбцию скандия на фосфорсодержащем ионите, десорбцию скандия и осаждение скандиевого концентрата.
Способ переработки растворов после карбонатной переработки вольфрамовых руд включает вскрытие вольфрамового концентрата автоклавным содовым выщелачиванием вольфрама из вольфрамового концентрата, регенерацию вскрывающего реагента и возвращение его на стадию выщелачивания, концентрирование вольфрама с помощью ионного обмена на твердом анионите, десорбцию с получением десорбата десорбата и регенерацию анионита.
Изобретение относится к области металлургии цветных металлов, в частности к извлечению скандия из красных шламов - отходов глиноземного производства. Способ включает выщелачивание красного шлама карбонатными растворами при одновременной газации шламовой пульпы газовоздушной смесью, содержащей СO2.

Изобретение может быть использовано в химической технологии. Способ получения фторида кальция из фторуглеродсодержащих отходов алюминиевого производства включает обработку фторсодержащих растворов гидроокисью кальция с последующим разделением раствора и пульпы и выделением фторида кальция, который промывают водой.

Изобретение относится к области металлургии цветных и благородных металлов, в частности к способам переработки шламов электролитического рафинирования меди. Способ включает выщелачивание сурьмы и свинца из медеэлектролитного шлама в растворе, содержащем 50-200 г/дм3 глицерина, 50-100 г/дм3 щелочи и восстановитель, в количестве, обеспечивающем окислительно-восстановительный потенциал системы положительнее +0,8 В при температуре 70-90°С в течение 2-3 часов.
Изобретение относится к способу селективного извлечения оксида железа и оксида цинка из шламов и пылей газоочисток металлургических агрегатов. Шлам или пыль, техническую воду, щелочь и активные тела в соотношении 4:7:2:3 подают в виде пульпы в реактор агрегата вихревого слоя (ABC) и обрабатывают магнитным полем с заданной частотой и напряженностью.
Изобретение относится к цветной металлургии, в частности к технологии электролитического производства алюминия и защите окружающей среды от воздействия вредных примесей, содержащихся в отходах, а именно к способу переработки фторуглеродсодержащих отходов электролитического производства алюминия.

Изобретение относится к получению плавленого гранулированного пентоксида ванадия. Способ заключается в том, что выпуск расплавленного пентоксида ванадия на диск-гранулятор производят при толщине жидкого слоя на диске в месте падения струи 3-15 мм, а образующиеся пластины в процессе их остывания при температуре 120-580°С подвергают механическому воздействию путем их обжатия валками, рабочая поверхность которых выполнена в виде фигур.

Изобретение относится к обогащению, в частности к способам получения редкоземельных металлов (РЗМ) или их оксидов из бедного или техногенного сырья с помощью метода флотоэкстракции.

Изобретение может быть использовано в химической промышленности. Способ получения оксида алюминия из богатых алюминием материалов с интегрированной утилизацией СO2 включает измельчение и выщелачивание богатых Al материалов в соляной кислоте.

Изобретение относится к горной промышленности и может быть использовано при вторичной подземной разработке оставшихся участков ранее отработанных шахтных полей мерзлых глубокопогребенных золотороссыпных месторождений Севера.

Изобретение относится к выщелачиванию металлов из руд и концентратов. Устройство содержит реактор из кислотостойкого и термостойкого материала, выполненный со штуцером для загрузки в него исходного сырья в виде пульпы, напорный бак для подачи в реактор реагента в виде раствора кислоты или раствора хлорида натрия и размещенные в реакторе ультразвуковой диспергатор и подключенный к источнику постоянного тока электродный блок.

Изобретение относится к гидрометаллургической переработке рудных концентратов, преимущественно колумбитового или колумбито-танталитового концентрата. Способ разделения соединений ниобия и тантала включает коллективную экстракцию октанолом-1 ниобия и тантала из кислых сульфатно-фторидных растворов и добавку в полученный после экстракции раствор серной и плавиковой кислот.
Изобретение относится к получению окислителя сульфидов из сернокислых растворов железа (II) с использованием микроорганизмов и может быть использовано для растворения сульфидов меди, никеля, цинка, кобальта, мышьяка и железа и выщелачивания металлов из сульфидного минерального сырья, в частности из руд, продуктов и отходов горно-обогатительных и металлургических производств.

Изобретение относится к металлургии благородных металлов, в частности к переработке сульфидных концентратов, содержащих благородные металлы. Проводят гидрохимическую доводку сульфидного концентрата в растворе азотной кислоты с отделением раствора-маточника.

Изобретение относится к выделению РЗМ из производственных растворов, полученных при переработке апатитового концентрата серной кислотой. Может быть использовано на предприятиях горно-перерабатывающей промышленности.

Изобретение относится к переработке золотосодержащей руды с примесями ртути. Измельченный исходный материал нагревают до температуры плавления золота, в емкость с нагретой до 92-98°C водой выливают расплавленный материал и после осаждения золота на дне емкости в виде твердой фракции, а ртути - на слое золота в виде жидкой фракции, отделяют ртуть от золота удалением жидкой ртути выливанием из упомянутой емкости в отдельную емкость.

Изобретение относится к гидрометаллургии и может быть использовано при кучном выщелачивании золота из руд, концентратов и хвостов обогащения. Способ кучного выщелачивания золота включает обработку минерального сырья выщелачивающим раствором, окомкование, закладку окомкованной руды в штабель, орошение штабеля и извлечение из продуктивного раствора металла.

Изобретение относится к переработке сульфидного концентрата, содержащего драгоценные металлы. Способ включает смешивание сульфидного концентрата, содержащего драгоценные металлы, и кальцийсодержащего флюса с получением шихты, обжиг шихты в среде кислородсодержащего газа при температуре 600-750°С с получением огарка. Полученный огарок смешивают с водой и дезинтегрируют при перемешивании с получением пульпы, которую перерабатывают гравитационным методом с получением обогащенного концентрата и хвостового продукта, при этом полученный обогащенный концентрат высушивают и плавят в смеси с флюсами с получением лигатуры драгоценных металлов, а хвостовой продукт измельчают до крупности класса менее 0,1 мм и проводят его цианидное выщелачивание. Обеспечивается повышение извлечения драгоценных металлов при переработке сульфидных концентратов. 2 з.п. ф-лы, 5 табл, 1 пр.

Наверх