Разработка автоклавной технологии переработки медно-золотого сырья

П.В. Зайцев, М.А. Плешков, Я.М. Шнеерсон — ООО «НИЦ «Гидрометаллургия».
T. Haakana, J. Tiihonen, P. Juopperi — Outotec Oyj.

Введение

Природные месторождения меди представлены сульфидными и, в меньшей степени, окисленными рудами [1]. Ассоциация меди и золота широко распространена в природных сульфидных месторождениях [2]. В процессе обогащения руд ассоциация золота с медью, как правило, сохраняется, и они переходят в совместный сульфидный концентрат. Содержание металлов в полученном продукте обогащения является одним из основных факторов, которые определяют экономическую целесообразность и выбор способа их извлечения.

Традиционный метод переработки сульфидного золото- и медьсодержащего сырья включает выделение концентратов обогащения, их плавку, конвертирование полученного штейна в черновые аноды и их электрорафинирование до товарной катодной меди [3]. Драгоценные металлы при этом преимущественно переходят в анодные шламы [4]. Для их последующего извлечения применяют известные технологии, основанные как на пиро- так и на гидрометаллургических процессах [5].

Несмотря на широкое распространение пирометаллургических процессов, можно выделить целый ряд причин, которые в конечном итоге привели к значительному развитию альтернативных — полностью гидрометаллургических — технологий получения меди [6–8]. К числу таких причин относятся [9]:

• высокие капитальные затраты на пирометаллургический передел: в том числе на системы очистки отходящих газов [10]; 
• штрафы за переработку концентратов с примесями мышьяка, селена, теллура, ртути, сурьмы, висмута и т. п. на плавильных заводах. В ряде случаев – отсутствие возможности переработки сырья с высоким содержанием примесей; 
• сложность переработки медного сырья, содержащего благородные металлы, на плавильных заводах (флотационное выделение этих металлов влечет за собой концентрирование пирита и, следовательно, снижение содержания меди); 
• невысокая стоимость попутно извлекаемых металлов (металлов платиновой группы (МПГ), золота, серебра) при продаже медного концентрата на плавильный завод. Сложное извлечение цинка, кобальта и никеля; 
• возможность вовлечения в гидрометаллургическую переработку концентратов с более низким содержанием меди, что, тем самым, позволяет увеличить сквозное извлечение металла; 
• возможность интеграции гидрометаллургических процессов в существующие схемы переработки окисленного медьсодержащего сырья по технологии кучное выщелачивание — экстракция — электроэкстракция (SX-EW). Серная кислота, получаемая на гидрометаллургическом переделе, может быть использована для выщелачивания меди из вторичных руд.

Основными сульфидными минералами меди являются халькопирит CuFeS₂ и халькозин Cu₂S. Халькозин, вторичный сульфид, относительно легко выщелачивается в сернокислых растворах железа (III). Получаемые медьсодержащие растворы перерабатываются с использованием процессов жидкостной экстракции и электролиза (SX-EW). Халькопирит, с другой стороны, является более упорным минералом [11]. Упорное золото в рудах сульфидных месторождений инкапсулировано в сульфидах меди, а также в пирите и арсенопирите, либо находится в них в виде твердых растворов [12].

В процессе развития гидрометаллургических технологий был разработан ряд способов, позволяющих устранить упорность медь- и золотосодержащих минералов:

• выщелачивание при высокой температуре (200°С и выше) и/или давлении кислорода [13];
• добавка катализатора окисления (например, нитрата или нитрита) [14];
• тонкое измельчение для ускорения кинетики окисления [15];
• использование добавок галогенидов [16–20];
• использование бактерий (термофилов) [9].

Необходимость реализации жестких окислительных условий и поддержания высокой температуры для разложения упорных сульфидов обусловили широкое распространение автоклавных

• процессов в гидрометаллургии меди. К числу успешно внедренных коммерческих автоклавных технологий относятся:
• автоклавное окисление с добавкой катализатора Nitrogen Species Catalyzed (NSC) на заводе Sunshine Mining (Idaho, 1984) [21];
• средне- и высокотемпературное автоклавное окисление на заводах Bagdad (Arizona, 2003) [22], Sepon (Laos, 2005) [23], Kansanshi (Zambia, 2007) [24], Morenci (Arizona, 2007) [13], Pueblo Viejo (Dominican Republic, 2012) [25];
• низкотемпературное автоклавное окисление на заводе Mt Gordon (Queensland, 1998) [7].

В процессе автоклавного окисления полиметаллического сульфидного сырья сера — в зависимости от температуры — окисляется до элементной либо сульфатной форм [26]. Железо и цветные металлы переходят в раствор, откуда последние в дальнейшем извлекаются методами жидкостной экстракции или осаждением (например, в виде соответствующих сульфидов).

Благородные металлы в условиях автоклавного окисления сульфидов в общем случае не растворяются и остаются в твердой фазе. Дальнейшее их извлечение из остатка после отделения раствора осуществляется с использованием подходящих растворителей, например, цианида.

Вместе с тем, существуют способы автоклавного окисления полиметаллического сырья с добавкой реагентов, способных переводить благородные металлы в раствор. К соединениям, устойчивым в автоклавных условиях, относятся, например, галогениды. Наибольшее развитие получили процессы, использующие хлорид в качестве растворителя (Platsol). В этом случае практически все ценные компоненты переходят в раствор в ходе автоклавного выщелачивания. Далее раствор отделяется от остатка. Металлы последовательно выделяются из полученного раствора с использованием различных методов, включающих осаждение, ионный обмен, жидкостную экстракцию.

Особую сложность при переработке медь- и золотосодержащих сульфидных материалов представляет сырье с низким содержанием одного из ценных компонентов. В этих случаях применение автоклавных технологий позволяет легче добиться комплексного выделения ценных компонентов и, несмотря на значительные капитальные затраты, обеспечить более высокую экономическую эффективность переработки.

Специалистами НИЦ «Гидрометаллургия» и Outotec были изучены автоклавные процессы окисления сульфидов применительно к таким сложным материалам, содержащим в своем составе медь и золото. Результаты лабораторных исследований были использованы для разработки принципиальных технологических схем автоклавно-гидрометаллургической переработки сырья.

Материалы

В лаборатории НИЦ «Гидрометаллургия» (Санкт-Петербург) было проведено тестирование автоклавно-гидрометаллургической переработки двух типов сульфидного сырья. Первый — концентрат флотации руды одного из месторождений Ближнего Востока NF1, предоставленный по договору с компанией Outotec. Второй — руда центральноазиатского месторождения YO1 и концентраты ее флотации YF1 и YF2. Концентрат флотации NF1, руда YO1 и ее концентраты YF1, YF2 представляют собой медно-золотые сульфидные материалы. Содержания меди и золота в них позволяют рассчитывать на экономическую целесообразность их извлечения (табл. 1).

Концентрат NF1 содержит 23 % Cu и всего 1,19 г/т Au. Очевидно, что основным ценным компонентом является медь, содержание же золота находится на грани рентабельности, которая, в конечном итоге, будет определяться эффективностью его извлечения. Около 94 % концентрата образовано сульфидными минералами, среди которых пирит (39 %), халькопирит (36 %), халькозин (14 %) и борнит (3 %).

Руда и концентраты YO1, YF1, YF2 относятся к противоположному типу медно-золотого сырья. Массовое отношение меди к золоту в них в 160 раз меньше, чем в NF1. Основным ценным компонентом является золото. Целесообразность попутного извлечения меди должна быть подтверждена технико-экономическими расчетами. Концентраты YF1, YF2 содержат пирит (8–9 %), халькопирит (6 %), халькозин (0,5 %), арсенопирит (0,5 %). Извлечение золота во флотоконцентраты на стадии обогащения составляет 85 %, меди — 87,5 %.

Методы

Во всех проведенных лабораторных опытах использовали дистиллированную воду для исключения влияния примесей хлора, содержащихся в водопроводной воде.

Ниже приведена стандартная методика проведения экспериментов по автоклавно-гидрометаллургической переработке медьсодержащих материалов. Отличия и особенности, характерные для некоторых опытов, обсуждаются в соответствующих разделах.

Измельчение проб материалов осуществляли при необходимости в лабораторной планетарной мельнице Fritsch Pulverizette 6. Крупность контролировали с использованием ситового метода и с помощью лазерного дифрактометра Fritsch Analysette 22. Разложение карбонатов перед автоклавным окислением проводили с использованием концентрированной (49 %) серной кислоты, рН поддерживали на уровне 1,8– 2,0 в течение 1 часа при содержании твердого в пульпе 25–35 % и температуре 60°С.

Автоклавное окисление проводили в лабораторных титановых автоклавах Bu..chi Glass Uster (емкостью 1100 мл) и Premex (1200 мл). Укрупненно-лабораторные автоклавные эксперименты осуществляли в 8-литровом автоклаве конструкции Premex. Температура окисления поддерживалась постоянной с помощью системы автоматического регулирования с точностью ±0,5 градуса. Для контроля и регулирования расхода и давления кислорода использовали систему фирмы Bronkhorst. Окисленную пульпу охлаждали до 95°С и при этой температуре проводили кондиционирование в течение 2 часов.

	Cu	Fe	S	S2-	Si	Al	Ca	Mg	As	Au (г/т)
NF1	22,88	28,60	38,55	38,5	0,81	0,50	0,14	0,07	0,15	1,19
YF1	1,99	12,60	6,53	6,36	19,8	5,81	3,55	1,89	0,23	15,8
YF2	2,56	11,75	7,57	7,44	39,9	5,74	2,73	1,39	0,24	21,3
YO1	0,14	7,66	0,43	-	24,7	7,02	4,13	1,98	0,02	1,16

Табл. 1. Химический состав медно-золотых материалов (%)

Атмосферное выщелачивание меди осуществляли при температуре 20–75°С с использованием раствора, содержащего 30–50 г/л серной кислоты.

Пульпы после автоклавного окисления и атмосферного выщелачивания фильтровали, твердый остаток промывали на фильтре, репульпировали водой, проводили нейтрализацию и подвергали сорбционному цианированию по стандартному методу CIL или RIL.

Переработка полученных медьсодержащих растворов заключалась в их частичной нейтрализации пульпой известняка с последующим цементационным или экстракционным выделением меди. Цементацию проводили с использованием металлизированных окатышей, содержащих 86 % металлического железа.

Результаты

Предварительная кислотная обработка пробы концентрата NF1 показала, что большая часть серной кислоты, израсходованной в ходе процессе (32 кг/т), идет на растворение наименее упорных сульфидов (степень окисления сульфидной серы βs составила около 2 %) и поддержание значения рН. Количество карбонатов в концентрате как по данным химического анализа (Cкарб. < 0,5%), так и по результатам кислотной обработки, минимально. В связи с этим, предварительная декарбонизация была признана малоэффективной и дальнейшие автоклавные опыты проводили без использования этой операции.

Основной задачей изучения автоклавного процесса было определение влияния температуры окисления на извлечение меди, как основного ценного компонента, а также в ряде опытов — золота. Высокотемпературное (180–220°С) окисление проводили на концентрате исходной крупности (P45 = 85 %), средне- и низкотемпературный (105–150°С) процессы осуществляли на дополнительно тонко измельченном материале (D80 = 6,5 мкм).

Окисление концентрата при температурах 200–220°С позволяет извлечь в раствор более 99 % меди (рис. 1). Концентрация Cu в автоклавных растворах составляет 29–31 г/л, содержание в автоклавном остатке — 0,4– 0,5 %. Степень окисления сульфидной серы — более 99 % при продолжительности окисления 20–60 минут.

Рис. 1. Извлечение меди и золота после автоклавного выщелачивания (NF1) 

E — извлечение 

Пульпа высокотемпературного автоклавного процесса далее кондиционировалась в течение 4 часов при 95°С для растворения основных сульфатов железа с целью последующего улучшения показателей цианирования золота (снижения расхода извести и повышения устойчивости уровня рН). Одновременно с этим существенноуменьшается выхода остатка автоклавно-гидрометаллургической переработки до 25–27 % от исходной массы концентрата и, как следствие, происходит почти четырехкратное концентрирование золота в твердой фазе. Извлечение золота при цианировании (CIL) остатков высокотемпературного автоклавного окисления составляет 90–92 %.

Использование более низких температур автоклавного окисления приводит к существенному замедлению кинетики окисления (вплоть до 5 ч при 105°С), снижению расхода O2 на окисление серы и появлению в автоклавных остатках элементной серы. При температурах 150–180°С, т.е. выше точки плавления серы, жидкая элементная сера образует с сульфидами серо-сульфидные гранулы (SSG), тем самым препятствуя их окислению. При температуре 150°С выход SSG составляет 30–38 % от массы исходной навески, несмотря на применение добавок угля (сланца) для диспергации элементной серы и лигносульфоната для уменьшения смачиваемости поверхности сульфидов серой. Образование SSG (150–180°С) и медленная кинетика окисления (105°С) приводят к снижению степени окисления сульфидов (рис. 2) и, как следствие, снижению извлечения меди в раствор до 86–89 % (рис. 1).

Рис. 2. Показатели окисления сульфидной серы (NF1) 

Y(SSG) — массовый выход серо-сульфидных гранул 

Y(S0) — массовый выход элементной серы 

βs — степень окисления сульфидной серы

Остатки низко- и среднетемпературного окисления не подвергались цианированию, вследствие низкой степени окисления сульфидов и высокого выхода элементной серы, являющейся цианисидом. Для полноценного извлечения золота из таких остатков необходимо применение специальных способов, включающих удаление серы с помощью флотации, обработку органическим растворителем и окисление полученного остатка; цианирование под давлением кислорода [27]; выщелачивание золота с использованием тиосульфата [28].

Схема переработки флотационного концентрата NF1 (рис. 3) была разработана совместно специалистами НИЦ «Гидрометаллургия» и Outotec. Она включает в себя автоклавное окисление концентрата при температуре 220°С, охлаждение окисленной пульпы самоиспарением, кондиционирование и последующее обезвоживание полученной пульпы. Автоклавный остаток после промывки и нейтрализации повергается цианированию с последующим производством золота. Раствор выщелачивания поступает на предварительную частичную нейтрализацию. Медь из него выделяется по стандартной схеме экстракция — электроэкстракция (SX-EW). Для полного извлечения меди в органическую фазу в связи с ее высоким содержанием в исходном растворе (29–31 г/л) проводится повторная экстракция меди из рафината после его частичной нейтрализации. Экстракты обеих стадий объединяются.

Рис. 3. Блок-схема переработки концентрата типа NF1

Руда и концентраты YO1, YF1, YF2, в отличие от NF1, относятся к противоположному типу медно-золотого сырья. Массовое отношение меди к золоту в них в 160 раз меньше, чем в NF1, и основным ценным компонентом является золото. Низкое содержание меди препятствует получению с приемлемыми технологическими и технико-экономическими показателями пригодных для пирометаллургии концентратов обогащения. Опыт промышленной переработки такого сырья невелик и в основном базируется на гидрометаллургических технологиях. В зависимости от особенностей сырья и производства спектр используемых технологий варьируется от прямого цианирования руды до автоклавного окисления коллективного медно-золотого концентрата ее обогащения [6, 24, 29–35].

Проведенные исследования показали, что золото в руде YO1, несмотря на ассоциацию с сульфидами (халькопиритом и пиритом), практически полностью доступно цианированию. Медь приблизительно на 75 % представлена халькопиритом и на 25 % — окисленными и вторичными сульфидными формами. В связи с этим для выбора рационального варианта переработки руды YO1 потребовалось тестирование нескольких возможных гидрометаллургических схем: прямого цианирования руды, прямого цианирования концентрата ее обогащения (включая вариант с доизвлечением меди из хвостов цианирования) и выделения золота и меди после автоклавного окисления концентрата ее обогащения.

Известно, что цианирование медьсодержащих материалов представляет определенную сложность. Практически все медные минералы вступают в реакцию с цианидом с образованием водорастворимых комплексов меди (I). Наиболее упорным в этом отношении является халькопирит. В зависимости от дозировки цианида один ион меди (I) связывает от 2 до 4 цианидных групп [2]. Это приводит к значительному увеличению расхода реагента, необходимого для выщелачивания золота. Образовавшиеся медно-цианидные комплексы способны сорбироваться на угле или смоле, тем самым снижая емкость сорбента по золоту. Кроме того, из-за взаимодействия цианида с сульфидными минералами растворы цианирования подобного сырья обычно содержат тиоцианаты, сульфаты, сульфид- и гидросульфид-ионы, а также анионы ненасыщенных форм серы, что оказывает отрицательное воздействие на переход золота в раствор. Для того, чтобы обеспечить высокое извлечение золота при цианировании медистых материалов, на практике применяют повышенные концентрации цианида (молярное отношение цианида к растворимой меди составляет до 4:1), проводят выщелачивание в аммиачной среде [6, 30–35].

Описанные сложности наблюдались в экспериментах по извлечению золота по технологии сорбционного цианирования (CIL) из руды YO1 и, особенно, концентратов ее флотационного обогащения YF1, YF2. Для руды YO1 извлечение золота через 24 ч стабилизировалось на уровне 83–84 % при расходе цианида не менее 1,2 кг/т (руды) и сопровождалось растворением 20–25 % меди. В случае концентратов YF1, YF2 извлечение золота >85 % (сквозное >72 %) обеспечивает расход цианида не менее 25 кг/т (концентрата) при таком же переходе меди в раствор. Попутное выделение меди при цианировании руды или флотоконцентрата возможно из хвостов цианирования (флотация) или цианидных растворов (технологии SART/AVR [36, 37]), однако ее извлечение было ограничено уровнем 55 %.

Для того чтобы улучшить показатели цианирования и оценить возможность выделения меди в товарные продукты или полупродукты были выполнены эксперименты по атмосферному и автоклавному выщелачиванию меди. Атмосферное выщелачивание меди применительно к руде не позволяет заметно улучшить показатели процесса последующего цианирования. В случае флотоконцентратов были получены более обнадеживающие результаты. Эффективность атмосферного выщелачивания флотоконцентрата YF1 увеличивается с ростом температуры процесса: максимальный переход меди в раствор был получен при 75°С и составил 13 %. При этом извлечение золота из остатков атмосферного процесса достигало 86–88 % (сквозное 73–75 %, рис. 4). Расход цианида снизился в 4-5 раза по сравнению с прямым цианированием. Суммарный переход меди в растворы кислотного и цианидного выщелачивания остался на уровне 20–25 %.

Рис. 4. Извлечение меди и золота после атмосферного выщелачивания (YO1, YF1)

Таким образом, использование прямого цианирования руды и флотоконцентрата, либо остатков их кислотной обработки в атмосферных условиях обеспечивает приемлемое извлечение золота (>83 % из руды и >72 % из концентрата). Суммарное извлечение меди во всех случаях не превосходит 55 % и требует существенных усилий по выделению из растворов кислотного выщелачивания и/или растворов и хвостов цианирования. Процесс характеризуется высоким расходом цианида 1,2–1,6 кг/т руды, который при кислотной обработке концентрата можно снизить до 0,3–0,4 кг/т руды.

Существенного улучшения этих показателей удалось добиться за счет использования автоклавного окисления для вскрытия концентрата флотации. Окисление флотоконцентратов YF1 и YF2 при температурах 200–225°С переводит в раствор свыше 96 % меди. Извлечение золота при цианировании автоклавных остатков составляет 96–97 % (сквозное 80–82 %, рис. 5) при расходе цианида не более 5 кг/т концентрата (0,3 кг/т руды). Снижение в извлечении золота наблюдается только при температуре 185°С и объясняется недостаточной степенью окисления сульфидов (86 %).

Рис. 5. Извлечение меди и золота после автоклавного выщелачивания (YF1, YF2)

Таким образом, высокотемпературное автоклавное окисление обеспечивает, помимо вскрытия упорной части золота, практически полное разложение всех медных минералов и перевод меди в раствор. Получаемые автоклавные растворы содержали, как правило: 8–10 г/л Cu, 2,0–3,5 г/л Fe, 24–35 г/л H₂SO₄. Переработка таких растворов возможна с использованием стандартной схемы, включающей предварительную нейтрализацию, жидкостную экстракцию и электролиз (SX-EW). Расчеты показывают, что установка для экстракционного выделения меди из подобных растворов после их предварительной нейтрализации потребует 5 экстракторов (2 — экстракция, 1 — промывка, 2 — реэкстракция).

В качестве более простой и дешевой альтернативы стандартной схеме SX-EW было также изучено цементационное выделение меди из раствора. Осаждение меди проводили из предварительно нейтрализованного раствора железными окатышами (86 % металлического Fe) при температуре 70°С. Цементация позволяет очистить раствор от меди до содержания менее 1 мг/л. Содержание меди в полученном остатке (концентрате) составляет 65 %. По данным рентгенофазового анализа (РФА) основой минералогического состава всех полученных цементных осадков являются куприт (Cu₂O) и металлическая медь, содержащиеся в сопоставимых количествах.

Сравнение эффективности вариантов переработки медно-золотой руды типа YO1 выполнено по результатам технико-экономических расчетов, исходные данные для которых в части передела SX-EW представлены специалистами компании Outotec (табл. 2). Расчеты показали, что все рассмотренные схемы являются окупаемыми, а наибольшую доходность демонстрирует вариант с автоклавным вскрытием концентрата флотации, цианированием остатка выщелачивания и выделением меди по схеме SX-EW, несмотря на высокие капитальные затраты. Преимущество достигается за счет более полного извлечения ценных компонентов и относительно небольших эксплуатационных затрат.

Вариант	Описание	Чистая приведённая стоимость (у.е.)	Капитальные затраты (у.е.)
1	Цианирование руды	1,0	2,0
2	Цианирование концентрата	2,0	1,3
3	Цианирование концентрата с доизвлечением металлов из хвостов	3,5	1,0
4	Автоклавное окисление	5,4	3,5

Табл. 2. Чистая приведённая стоимость и капитальные затраты вариантов технологии переработки руды типа YO1

В результате проведенных исследований и расчетов для переработки медно-золотой руды типа YO1 предложено использовать флотационное обогащение с последующей переработкой концентрата, включающей кислотную обработку для разложения карбонатов, автоклавное окисление (220°С), охлаждение самоиспарением и обезвоживание автоклавной пульпы (рис. 6, с. 67). Автоклавный остаток направляется на нейтрализацию и сорбционное цианирование с последующим получением золотосодержащего сплава. Автоклавный раствор частично возвращается на операцию декарбонизации, частично — на предварительную нейтрализацию и переработку по схеме SX-EW с получением товарной катодной меди, либо на цементационное выделение с получением медного концентрата.

Заключение

Технологии, базирующиеся на процессах высокотемпературного автоклавного окисления, эффективны при комплексной гидрометаллургической переработке различных видов медносульфидного сырья: как концентратов обогащения медных руд с высоким содержанием меди (>15 %), так и низкосортных материалов (до 0,1 % Cu). Представлены примеры разработанных и подготовленных к проектированию автоклавно-гидрометаллургических схем переработки богатых медных концентратов, а также бедного медистого сырья (руды и хвосты обогащения), содержащих в качестве дополнительного ценного компонента золото.

Рис. 6. Блок-схема переработки концентрата типа YF1

Показано, что для различных материалов автоклавное окислительное выщелачивание надежно обеспечивает практически полное разложение (>99 %) основных сульфидных минералов (халькопирит, халькозин, пирит, арсенопирит, пирротин) в близких режимах: температура 200–220°С, давление кислорода 5–7 бар. При автоклавном вскрытии медь переходит в жидкую фазу (более 92 %), а золото концентрируется в остатке выщелачивания. Далее медь может быть выделена в виде богатых концентратов (>60 %) цементацией, либо в виде катодного металла по схеме SX-EW. Золото из остатков автоклавного выщелачивания извлекается обычным цианированием.

Перешедшие в раствор при окислении сульфидов сера и железо осаждаются известняком и известью и выводятся на хранение вместе с остатками выщелачивания после извлечения из их ценных компонентов.

Авторы выражают благодарность компании Outotec Oyj и руководству департамента перспективного развития УК «Петропавловск» за возможность публикации статьи.

1. Schlesinger, M.E. Extractive metallurgy of copper / M.E. Schlesinger, M.J. King, K.C. Sole, W.G. Davenport. — Elsevier, 2011. — 455 p.
2. Sceresini, B. Gold-copper ores / B. Sceresini // Developments in Mineral Processing / ed. M.D. Adams. — 2005. — Vol. 15. — P. 789–824.
3. Habashi, F. Recent trends in extractive metallurgy / F. Habashi // Journal of Mining and Metallurgy. — 2009. — Vol. 45, № 1. — P. 1–13.
4. Moats, M. Electrolytic copper refining — 2007 world tankhouse operating data / M. Moats, T. Robinson [et al.] // Copper-Cobre 2007 International Conference. — 2007. — P. 195–241.
5. Мастюгин, С.А. Шламы электролитического рафинирования меди и никеля / С.А. Мастюгин, Н.А. Волкова, С.С. Набойченко, М.А. Ласточкина. — Екатеринбург: УрФу, 2013. — 258 с.
6. Dreisinger, D. Case study flowsheets: copper–gold concentrate treatment / D. Dreisinger // Developments in Mineral Processing / ed. M. D. Adams. — 2005. — Vol. 15. — P. 825–848.
7. Taylor, A. Hydrometallurgical treatment of copper sulphides – Are we on the brink? / A. Taylor, M. L. Jansen // Proceedings of ALTA 1999 Copper Conference. — 1999. — P. 1–8.
8. Milbourne, J. Use of hydrometallurgy in direct processing of base metal/ PGM concentrates / J. Milbourne, M. Tomlinson, L. Gormely // Proceedings of the 5th International Symposium Hydrometallurgy 2003. — 2003. — P. 617–630.
9. Dreisinger, D. Copper leaching from primary sulfides: Options for biological and chemical extraction of copper / D. Dreisinger // Hydrometallurgy. — 2006. — Vol. 83. — P. 10–20.
10. Thomas, K.G. Barrick Gold — autoclaving & roasting of refractory ores / K.G. Thomas, A. Cole, R.A. Williams // Mineral Processing Plant Design, Practice, and Control. Proceedings / ed. A.L. Mular, D. N. Halbe, D. J. Barratt. — SME, 2002. — P. 1531–1539.
11. Dreisinger, D. Keynote address: Hydrometallurgical process development for complex ores and concentrates / D. Dreisinger // Journal of the Southern African Institute of Mining and Metallurgy. — 2009. — Vol. 109. — P. 253–271.
12. Chryssoulis, S.L. Mineralogical investigation of gold ores / S.L. Chryssoulis, J. McMullen // Developments in Mineral Processing / ed. M.D. Adams, B.A. Wills. — 2005. — Vol. 15. — P. 21–71.
13. Marsden, J.O. Copper concentrate leaching developments by Phelps Dodge Corporation / J.O. Marsden, R.E. Brewer, N. Hazen // Proceedings of the 5th International Symposium Hydrometallurgy 2003. — 2003. — P. 1429–1447.
14. Anderson, C.G. Treatment of copper ores and concentrates with industrial nitrogen species catalyzed pressure leaching and non-cyanide precious metals recovery / C. G. Anderson // Journal of The Minerals, Metals & Materials Society. — 2003. — Vol. 55, № 4. — P. 32–36.
15. Palmer, C.M. The Activox process: Growing significance in the nickel industry / C.M. Palmer, G.D. Johnson // The Journal of the Minerals, Metals & Materials Society. — 2005. — Vol. 57, № 7. — P. 40–47.
16. Ferron, C.J. Platsol treatment of the NorthMet copper-nickel-PGM bulk concentrate — Pilot plant results [Электронный ресурс] / C.J. Ferron, C.A. Fleming, D.B. Dreisinger, P.T. Kane. — URL: www.sgs.com/~/media/Global/Documents/Technical Documents/SGS Technical Papers/SGS MIN TP2001 05 PLATSOL Treatment of Cu Ni PGM Bulk Concentrate. pdf (дата обращения 26.11.2015).
17. Moyes, J. The Intec copper process demonstration plant / J. Moyes, F. Houllis, R.R. Bhappu // 5th Annual Copper Hydromet Roundtable ‘99 International Conference. — Phoenix, AZ, USA, 1999. — P. 65–72.
18. Wood, P. ‘Intec’s dendritic copper process poised for commercialization / P. Wood // \ Metal Powder Report. — 2001. — Vol.56. — P. 26–30.
19. Hyvarinen, O. HydroCopperTM — a new technology producing copper directly from concentrate / O. Hyvarinen, M. Hamalainen // Hydrometallurgy. — 2005. — Vol.77. — P. 61–65.
20. Hyvarinen, O. HydroCopperTM - economical treatment for copper and gold concentrates at the mine site / O. Hyvarinen, P. Lamberg, M. Ruonala // SME Annual Meeting. — Salt Lake City, Utah, 2005. — Preprint number 05–35.
21. Anderson, C.G. Applications of NSC pressure leaching / C.G. Anderson // Pressure Hydrometallurgy 2004. — Banff, Alberta, 2004. — P. 855–886.
22. Wilmot, J.C. Concentrate leach plant startup, operation and optimization at the Phelps Dodge Bagdad mine in Arizona / J.C. Wilmot, R.J. Smith, R.E. Brewer // Pressure Hydrometallurgy 2004. — Banff, Alberta, 2004. — P. 77–89.
23. Baxter, K. The Sepon Copper Project: Development of a flowsheet / K. Baxter, D. Dreisinger, G. Pratt // Proceedings of the 5th International Symposium Hydrometallurgy 2003. — 2003. — P. 1487–1503.
24. Chadwick, J. Great mines — Zambia. Kansanshi // International Mining. — 2011.
25. Pueblo Viejo Gold Project: Technical Report / Goldcorp Inc.; исполн.: Smith H. A. [et al.] — 2008. — 207 p.
26. Hackl, R.P. The leaching and passivation of chalcopyrite in acid sulfate media. / R.P. Hackl. — 1995. — 193 p.
27. Robinson, T. The CESL gold process / T. Robinson, K. Mayhew, D. Jones, K. Murray // World Gold Conference. — Montreal, 2011. — P. 13.
28. Molleman, E. The treatment of copper-gold ores by ammonium thiosulfate leaching / E. Molleman, D. Dreisinger // Hydrometallurgy. — 2002. — Vol. 66. — P. 1–21.
29. Rees, K.L. Preg-robbing phenomena in the cyanidation of sulphide gold ores / K.L. Rees, J.S.J. van Deventer // Hydrometallurgy. — 2000. — Vol. 58, № 1. — P. 61–80.
30. Marsden J.O. The chemistry of gold extraction / Marsden J.O., House C.I. — Littleton: SME, 2006. — 651 p.
31. Лодейщиков, В.В. Технология извлечения золота и серебра из упорных руд / В.В. Лодейщиков. — Иркутск: ОАО «Иргиредмет», 1999. — Т. 2. — С. 384–404.
32. Breuer, P.L. Leaching and recovery of copper during the cyanidation of copper containing gold ores / P.L. Breuer, M.I. Jeffrey, S.X. Dai // Treatment of Gold Ores. 1st Int. Symp., 44th Annual Conf. of Metallurgist of CIM. — Calgary, Alberta. Canada, 2005.
33. Deschenes, G. Advances in the cyanidation of gold / G. Deschenes // Advances in gold ore processing (developments in mineral processing) / under ed. M.D. Adams, B.A. Wills. — Elsevier, 2005. — P. 479–500.
34. Deschenes, G. Improvement of cyanidation of an ultrafine gold flotation concentrate at KCGM / G. Deschenes, S. Ellis, J. McMullen, M. Habner // Proc. 38th Annual Meeting of the Canadian Mineral Processors. — Ottawa, Ontario, Canada, 2006. — P. 39–54.
35. Лодейщиков, В.М. Аммиачное цианирование медистых золотых руд / В.М. Лодейщиков, О.Д. Хмельницкая, Г.И. Войлошников // Цветные металлы. — 2010. — №8. — С. 37–40.
36. Петров, В.Ф. Кондиционирование цианидсодержащих оборотных растворов с регенерацией свободного цианида и извлечением меди / В.Ф. Петров, А.А. Файберг, Г.И. Войлошников // Цветные металлы. — 2010. — № 9. — С. 40–44.
37. Flemming, C.A. Cyanide recovery / C. A. Flemming // Developments in Mineral Processing / под ред. M.D. Adams. — Vol. 15. — P. 703–727.

Опубликовано в журнале «Золото и технологии», № 1 (31)/март 2016 г.