Изобретение относится к области экологически чистой, малоотходной гидрометаллургии драгоценных металлов (золота и серебра).
Известен способ извлечения драгоценных металлов из руд и концентратов, включающий выщелачивание золота и серебра из руд и концентратов солевым водным раствором в присутствии окислителя, фильтрацию пульпы с последующей отмывкой кека водой и одновременное с этим осаждение золота и серебра из осветленного солевого раствора [1]
Недостатками известного способа являются:
использование при выщелачивании золота и серебра из руд и концентратов в качестве солевого раствора высокотоксичного (категория СДЯВ) и экологически опасного (класс химической опасности 1) раствора цианистого калия или натрия [2]
невысокая скорость растворения золота и серебра в цианистых водных растворах (продолжительность растворения в производственном процессе обычно составляет от 10 до 40 часов);
cнижение эффективности растворения золота и серебра в растворах цианидов при переработке сульфидных, сурьмянистых, мышьяковистых, теллуристых и пр. руд и концентратов;
возможность загрязнения воздуха рабочих помещений различными высокотоксичными газами: HCl, HSb, HAs и пр.
трудность раздельного получения золота и серебра из золото -, серебросодержащего цианидного раствора;
трудоемкость регенерации, а также обезвреживания отработанных цианидных растворов.
Целью настоящего изобретения является расширение технологических возможностей.
Поставленная цель достигается тем, что выщелачивание золота и серебра из руд и концентратов проводят 1 40 мас. солевым иодосодержащим водным раствором при pH 3 10 в течение не менее 60 минут, образовавшийся при промывании кека водой солевой раствор концентрируют, регенерируют и вновь используют для выщелачивания исходного материала после осаждения и отделения золота и серебра от осветленного солевого раствора, последний регенерируют и направляют на выщелачивание исходного материала, а также тем, что выщелачивание руды и концентрата проводят агитационным или перколяционным методам, и, кроме того, тем, что в качестве солевого водного раствора используют водный раствор смеси трииодида калия с иодидом калия или бромидом калия при соотношении концентраций [KI3] к [KI] или [KBr] от 10-5 до 10-1.
Поставленная цель достигается также тем, что в качестве солевого водного раствора используют водный раствор смеси трииодида натрия с иодидом натрия при соотношении концентраций [NaI3] к [NaI] от 10-5 до 10-1, и, кроме того, тем, то в качестве солевого водного раствора используют водный раствор трииодида калия и иодида калия с сульфатом и/или хлоридом и/или нитратом калия при общей концентрации последних в солевом водном растворе от 0,1 до 20 мас.
Поставленная цель также достигается тем, что в качестве солевого водного раствора используют водный раствор трииодида натрия и иодида натрия с сульфатом и/или хлоридом и/или нитратом натрия при общей концентрации последних в солевом водном растворе от 0,1 до 20 мас. а также тем, что в качестве окислителя используют иод или бром с концентрацией в солевом растворе от 0,001 до 1,0 мас. кроме того, тем, что в качестве окислителя используют озон-воздушную смесь с содержанием озона от 1 до 100 г/куб.м, что золото и серебро осаждают из осветленного солевого раствора совместно, а также тем, что из осветленного солевого раствора сначала осаждают золото, а после отделения золота от солевого раствора из последнего осаждают серебро.
Кроме того, поставленная цель достигается тем, что из осветленного солевого раствора золото осаждают аминными реагентами, например гидроксиламином или его алкильными производными (диэтилгидроксиламином) с концентрацией в растворе не менее 0,01 моль/л при pH раствора 4 10, температуре 20 60oС, а также тем, что золото и/или серебро из осветленного солевого раствора осаждают электрохимически в виде шламового осадка в катодном пространстве электрохимической ячейки, отделенной от анода аниононепроницаемой мембраной при pH раствора от 9 до 14 и плотности тока не менее 1000 А/кв.м, кроме того, тем, что из осветленного солевого раствора, предварительно профильтрованного через слой анионита (со скоростью от 30 до 3 ч-1), золото и/или серебро осаждают на анионообменной смоле типа АВ-17, АМ-2Б со скоростью 0,03 0,05 ч-1.
Предложенный способ реализуется следующим образом.
Измельченную руду или концентрат засыпают в аппарат, заполненный 1 40 мас. солевым иодосодержащим водным раствором при pH 3 10. В качестве солевого водного раствора обычно берут раствор триодида калия (натрия) и иодида калия (натрия) или бромида калия при отношении [K(Na)I3]/[K(Na)I] или [KBr] приблизительно равном от 10-5 до 10-1.
В некоторых случаях в солевой водный раствор кроме вышеперечисленных компонентов добавляют сульфат и/или хлорид, и/или нитрат калия (натрия) в количестве от 0,1 до 20 мас.
Состав солевого раствора зависит от минерального состава руды и концентрата, содержания в рудном материале золота и серебра, а также от региональных экономических условий. Так, при обработке сульфидных руд необходима большая концентрация в растворе трииодида калия (натрия), а также желательно присутствие в растворе нитрат-аниона.
Переработку золото-серебряных концентратов лучше проводить в присутствии сульфат- и хлорид-анионов, так как в этом случае осажденное из таких солевых водных растворов золото меньше загрязнено сопутствующими элементами, например свинцом, медью, марганцем и пр. что в дальнейшем упрощает процесс аффинажа.
Таким образом, состав водного солевого раствора и его водородный показатель pH подбирают отдельно в каждом конкретном случае.
Приготовленную пульпу интенсивно перемешивают в течение не менее 60 минут в присутствии окислителя, например, I2 или Br2 с концентрацией в солевом растворе от 0,001 до 1,0 мас.
Кроме того, процесс выщелачивания золота и серебра можно проводить, используя вместо I2 и Br2 озон-воздушную смесь (с концентрацией озона от 1 до 100 г/куб. м). В этом случае через перемешиваемую в аппарате пульпу осуществляют барботаж озон-воздушной смеси.
Количество окислителя, вводимое в пульпу, зависит от восстановительных свойств рудного материала. Чем больше восстановителя в руде, тем большая концентрация окислителя требуется в пульпе для проведения процесса выщелачивания.
После завершения процесса выщелачивания пульпу фильтруют, кек отмывают водой от солевых компонентов раствора выщелачивателя и образовавшийся промывной раствор концентрируют (выпариванием, ионнообменной сорбцией или электродиализом). Затем полученный при этом солевой раствор регенерируют (путем введения соответствующих реагентов и/или электрохимическим методом) и вновь направляют на выщелачивание исходного материала, а промытый кек в отвал.
Одновременно с промывкой кека проводят осаждение золота и серебра из полученного при фильтрации пульпы солевого раствора. Из осветленного солевого раствора золото и серебро осаждают вместе или раздельно в основном в зависимости от содержания и соотношения драгоценных металлов в рудном материале, а также требований, предъявляемых к составу и качеству конечной продукции. Это же, в конечном счете, определяет выбор метода осаждения золота и/или серебра из раствора.
Так, совместное осаждение золота и серебра из раствора проводят электрохимическим методом или методом ионообменной сорбции. В первом случае осветленный солевой раствор подают в катодное пространство электрохимической ячейки электролизера, отделенное от анода аниононепроницаемой мембраной. При плотности тока не менее 1000 А/кв.м происходит повышение водородного показателя pH солевого раствора до 9 14 в катодном пространстве, и золото и серебро, содержащееся в растворе, осаждается в виде шламового осадка. Затем образовавшийся осадок отделяют от солевого раствора ультрацентрифугированием, а солевой раствор регенерируют и вновь направляют на выщелачивание исходного материала.
При использовании метода ионообменной сорбции поступают следующим образом. Осветленный солевой раствор пропускают сначала через анионообменный фильтр со скоростью от 3 до 30 ч-1, а затем подают в аппарат, заполненный анионитом типа АВ-17 или АМ-2Б со скоростью от 0,03 до 0,05 ч-1. При этом происходит сорбция золота и серебра из солевого раствора. Смолу затем регенерируют и из элюента выделяют золото и серебро. Прошедший сквозь анионит солевой раствор регенерируют и вновь используют при выщелачивании рудного материала.
В случае раздельного осаждения драгоценных металлов сначала осаждают золото реагентным, электрохимическим методами или на анионите, а затем после отделения золота от солевого раствора из него осаждают серебро электрохимически или методом ионообменной сорбции.
При содержании золота в солевом растворе выше 500 г/куб.м целесообразно использовать реагентное осаждение, так как в результате этого получают относительно чистый осадок золота, не требующий сложного аффинажа. Для этого раствор (фильтрат) нагревают до температуры 20 60oC, затем при перемешивании вводят аминный реагент, например диэтилгидроксиламин (концентрация его в растворе должна составлять не менее 0,01 моль/л), устанавливают водородный показатель раствора pH до 4 10 и в течение не менее 30 минут проводят процесс восстановления золота. После этого полученную суспензию охлаждают, золото отделяют на фильтре или ультрацентрифугированием, а раствор направляют в электролитическую ячейку для осаждения серебра (при pH 9 14 и плотности тока не менее 1000 А/кв.м) в виде шламового осадка или в аппарат, заполненный анионитом, например АВ-17 или АМ-2Б, в котором происходит сорбция серебра при скорости просачивания солевого раствора 0,03 0,05 ч-1 через слой анионообменной смолы. Затем раствор, прошедший через электролитическую ячейку или анионообменный слой, регенерируют и вновь направляют на выщелачивание руды или концентрата.
Степень извлечения золота составляет от 98 до 99,9% а серебра от 95 до 99,9%
Осаждение золота или серебра из солевого раствора электрохимически или на анионите проводят аналогично описанным выше примерам совместного осаждения драгоценных металлов.
Наряду с агитационным методом выщелачивания в случае низкого содержания золота (менее 4 г/т) в руде при относительно крупном помоле рудного материала, низкой заиленности последнего и пр. целесообразно проводить выщелачивание золота и серебра данным способом, но перколяционным методом, то есть путем просачивания через насыпной слой рудного материала.
Для этого в перколятор (стальной чан цилиндрической или прямоугольной формы с ложным плоским днищем, покрытым фильтрующей материей) засыпают измельченную руду и осуществляют циркуляцию солевого водного раствора через насыпной слой рудного материала до полного растворения золота. Затем раствор собирают в отдельную емкость и проводят из него извлечение сначала золота, а затем серебра по вышеописанной методике. После этого обеззолоченный раствор регенерируют и вновь используют для выщелачивания рудного материала. Одновременно с этим проводят отмывку водой выщелоченной руды, находящейся в чане, от солевых компонентов выщелачивателя. Образовавшиеся при этом промывные воды концентрируют и регенерируют, и вновь направляют на выщелачивание руды.
Способ поясняется следующими примерами.
Пример 1.
В аппарат заливают водный раствор, содержащий 8 мас. трииодида калия (натрия) и иодида калия (натрия) (отношение [K(Na)I3]/[K(Na)I] 10-3, pH 6 8) и 1 2 мас. сульфата и/или хлорида натрия, и засыпают измельченную кварцевую руду с содержанием сульфидов от 2 до 3% золота 5 г/т и серебра 2 г/т. Соотношение Т:Ж составляет 1:1-1,5. Полученную пульпу интенсивно перемешивают в течение 180 минут в присутствии I2 с концентрацией 0,01 мас. Затем пульпу фильтруют. Кек промывают водой, образовавшиеся при этом промывные воды концентрируют, регенерируют и полученный солевой раствор вновь направляют на выщелачивание исходного материала.
Одновременно с этим осветленный солевой раствор направляют в катодное пространство электролизера, в котором при плотности тока 1000 А/кв.м происходит повышение pH раствора до 9 14 и осаждение золота и серебра в шламовый осадок, который затем отделяют на фильтре или в ультрацентрифуге. Обеззолоченный солевой раствор регенерируют и используют при выщелачивании руды.
Степень извлечения золота и серебра составляет ≈ 99,8%
Пример 2.
Из измельченной руды с содержанием золота 4 г/т и серебра 1 г/т и солевого водного раствора, содержащего 6 мас. трииодида калия и иодида натрия при соотношении концентраций 10-4 и 3 4 мас. сульфата натрия готовят пульпу (Т: Ж 1:1,5, pH 4 6), которую перемешивают в течение 150 минут в присутствии окислителя I2 или Br2 с концентрацией 6•10-4 мас.
После этого пульпу фильтруют, кек промывают водой, образовавшийся при этом разбавленный солевой раствор концентрируют, регенерируют и вновь направляют на выщелачивание исходной руды.
Одновременно с этим осветленный солевой раствор сначала со скоростью 10
15 ч-1 пропускают через небольшой слой анионита АМ-2Б (предфильтр), а затем через ионообменную колонну, заполненную анионитом АВ-17. Скорость пpосачивания солевого раствора через анионит АВ-17 составляет 0,03 0,05 ч-1. При этом на анионите происходит сорбция золота и серебра из солевого раствора. Обеззолоченный солевой раствор, вышедший из аппарата с анионообменной смолой, регенерируют и направляют на выщелачивание исходной руды.
Степень извлечения золота составляет 99,8% а серебра ≈ 90%
Пример 3.
Измельченную теллуристо-селенистую руду с содержанием золота 25 г/т и серебра 100 г/т засыпают в аппарат, заполненный 10 мас. водным раствором трииодида калия (натрия) и иодида калия (натрия), 0,1 мас. сульфата и/или хлорида натрия (отношение [K(Na)I3]/[K(Na)I] 10-3, pH 5 - 10) до отношения Т: Ж 1: 1,5. Полученную пульпу перемешивают в течение примерно 200 минут в присутствии I2 или Br2 с концентрацией 0,01 мас.
Затем пульпу фильтруют. Кек промывают водой, промывные воды концентрируют, регенерируют и после этого полученный солевой раствор вновь направляют на выщелачивание руды, а промытый кек в отвал.
Одновременно с этим раствор, полученный или фильтрации пульпы, нагревают до 20 60oC, добавляют в него аминный реагент, например диэтилгидроксиламин, до концентрации в растворе 0,01 моль/л, и при pH 4 8 в течение приблизительно 60 80 минут осаждают золото из раствора. Затем суспензию охлаждают, фильтруют и обеззолоченный раствор направляют в катодное пространство электролитической ячейки, в которой при pH 9 14, плотности тока 1000 А/м осаждается серебро в виде шламового осадка. Оставшийся раствор регенерируют и вновь используют при выщелачивании руды.
Степень извлечения золота составляет 98% а серебра 95%
Пример 4.
В аппарат заливают 7 мас. солевой иодосодержащий раствор, состоящий из 5 мас. трииодида калия и иодида калия, остальное сульфат или хлорид натрия ([KI3/KI] 10-2) и затем засыпают измельченную кварцево-сульфидную руду с содержанием сульфидов 10 15% золота 17 г/т и серебра 1 г/т в таком количестве, чтобы отношение Т:Ж составляло 1:1,5. Полученную пульпу интенсивно перемешивают в течение 190 минут в присутствии I2 с концентрацией 0,1 мас.
После выщелачивания пульпу фильтруют, проводят водную отмывку кека, промывные воды концентрируют, регенерируют и используют при выщелачивании рудного материала.
Одновременно с этим осаждают золото из осветленного солевого раствора с использованием гидроксиламина в соответствии с методикой, описанной в примере 3.
После отделения золотосодержащего осадка от солевого раствора на ультрацентрифуге солевой раствор подают в аппарат с анионитом АВ-17. При скорости просачивания серебросодержащего раствора 0,03 0,05 ч-1 через слой смолы происходит сорбция серебра на анионите. После этого солевой раствор регенерируют и направляют на обработку руды.
Степень извлечения золота составляет 95% а серебра 90%
Пример 5.
Измельченную кварцевую (убогосульфидную) руду с содержанием золота 14 г/т и серебра 25 г/т засыпают в пульсационную колонку, заполненную 5 мас. водным раствором NaI3 и NaI при соотношении концентраций 10-5, содержащий 0,1 мас. сульфат и/или хлорид калия (натрия) с pH 6 9 до отношения Т:Ж 1:1. Полученную пульпу перемешивают примерно в течение 120 минут, одновременно осуществляя через нее барботаж озон-воздушной смеси с содержанием озона 10 об.
Затем пульпу фильтруют и кек отмывают водой. Образовавшиеся при этом промывные воды концентрируют, регенерируют и вновь используют при выщелачивании исходного материала. Промытый кек направляют в отвал.
Одновременно с этим золотосодержащий раствор, оставшийся после фильтрации пульпы, нагревают до 40 50oC, добавляют в него аминный реагент, например оксиэтилгидроксиламин, до концентрации его в растворе 0,1 моль/л и при pH 4 9 осаждают золото, которое затем отфильтровывают. Обеззолоченный раствор направляют в катодное пространство, в котором при pH 9 14 и плотности тока 1000 А/кв.м осаждают в виде шламового осадка серебро, который отфильтровывают.
Оставшийся раствор регенерируют и направляют на выщелачивание руды.
Степень извлечения золота составляет 98% а серебра 95%
Пример 6.
В аппарат заливают 40 мас. солевой водный раствор трииодида калия и иодида калия (при отношении [KI3] /[KI] примерно равном 5•10-2) и сульфата и/или хлорида калия до концентрации в водном растворе 15 мас. с pH 5 7. Затем в аппарат засыпают концентрат (содержание золота составляет примерно 600 г/т, серебра 400 г/т) в таком количестве, чтобы отношение Т:Ж составляло 1: 2.
Приготовленную пульпу интенсивно перемешивают в течение 200 минут в присутствии I2 или Br2 с концентрацией 1 мас. после чего проводят фильтрацию пульпы, отмывку кека водой с последующей концентрацией и регенерацией полученного при промывке разбавленного водного солевого раствора.
Отмытый кек направляют в отвал, а солевой раствор вновь используют в процессе выщелачивания.
Осветленный раствор, содержащий золото и серебро, нагревают до 30 - 40oC, добавляют аминный реагент диэтилгидроксиламин до концентрации в растворе 1,0 моль/л и при pH 4 7 из раствора осаждают золото.
Затем образовавшуюся суспензию фильтруют, и раствор направляют в катодное пространство для выделения из него при pH 9 14 и плотности тока 1000 А/кв. м в виде шламового осадка серебра. После отделения серебросодержащего осадка от раствора последний регенерируют и вновь используют при выщелачивании концентрата.
Степень извлечения золота составляет 99,9% а серебра 99,9%
Пример 7.
Выщелачивание концентрата составом, приведенным в примере 6, проводят 40 мас. раствором трииодида калия и бромида калия (при соотношении [KI3]/[KBr] примерно 10-4), содержащего сульфат и/или хлорид натрия с концентрацией 5 мас. pH 6 9. Отношение Т:Ж составляет примерно 1:1,5.
Концентрат выщелачивают при интенсивном перемешивании в течение не менее 200 минут, при барботаже через слой пульпы озоновоздушной смеси с концентрацией озона 5 мас. Затем пульпу фильтруют, кек отмывают водой, образовавшийся при этом солевой раствор концентрируют, регенерируют и затем используют при выщелачивании новой порции концентрата.
Золото и серебро из раствора фильтрата извлекают так же, как и в примере 2.
Степень извлечения золота составляет примерно 99,8% а серебра 99,8%
Пример 8.
Измельченную убогосульфидную руду с 17 г/т золота и 45 г/т серебра загружают в аппарат и заливают 15 мас. водным солевым раствором (с pH 3 - 5), содержащим трииодид калия (натрия) и иодида калия (натрия) (при [K(Na)I3] /[K(Na)I] 4•10-4), а также нитрата натрия с концентрацией 3 мас. чтобы отношение Т:Ж составляло 1:1.
Пульпу перемешивают в течение 120 минут в присутствии I2 с концентрацией 0,5 мас. Затем золотосодержащий раствор отфильтровывают, кек отмывают водой, промывной раствор концентрируют, регенерируют и используют для выщелачивания исходного материала.
Золото и серебро из золото-, серебросодержащего раствора извлекают согласно методике, приведенной в примере 1 или 2.
Степень извлечения золота составляет примерно 99,9% а серебра 96%
Пример 9.
Измельченную кварцевую руду, содержащую 4 г/т золота и 2 г/т серебра, загружают в чан, изготовленный из нержавеющей стали, с водопроницаемым дном. Затем проводят орошение руды водным солевым раствором, содержащим 1 мас. трииодида (натрия), иодида калия (натрия) и 5 мас. сульфата и/или хлорида натрия (отношение [K(Na)I3]/[K(Na)I] 10-4, a pH раствора равно 4 6).
Раствор, просочившийся через слой, собирают в приемнике и добавляют в него Br2, чтобы концентрация его в растворе составляла примерно 0,05 мас. после чего раствор вновь направляют на орошение руды, находящейся в чане. Циркуляцию раствора через слой рудного материала (с последующим введением в раствор окислителя Br2) проводят до полного растворения золота. Обычно для этого требуется приблизительно от 6 до 12 циклов.
После этого раствор, содержащий золото, собирают, фильтруют и из него выделяют золото и серебро способом, описанным в примере 1 или 2.
Одновременно с этим оставшуюся в чане руду промывают водой, полученный при этом солевой раствор направляют на концентрирование и регенерацию, а затем вновь используют при перколяционном выщелачивании рудного материала.
Степень извлечения золота и серебра составляет примерно 98%
Экспериментальные исследования и производственные испытания показали, что
скорость выщелачивания драгоценных металлов из руды и концентрата предлагаемым способом на порядок выше по сравнению с цианидным процессом, следовательно, при извлечении драгоценных металлов из руд и концентратов предлагаемым способом требуются значительно меньшие капитальные затраты (снижение стоимости производственного оборудования);
класс химической опасности используемых в процессе реагентов III IV, следовательно, уменьшается экологическая опасность от загрязнения ими природных объектов и значительно улучшаются условия труда обслуживающего персонала;
простота осуществления регенерации солевого водного раствора в этом способе позволяет создать малоотходную технологию;
способ позволяет получать раздельно золото и серебро, что в дальнейшем упрощает процесс аффинажа.
Таким образом, предлагаемый способ более прост, эффективен, технологичен, а также экологически безопасен и малоотходен.
| название | год | авторы | номер документа |
|---|---|---|---|
| СПОСОБ ИЗВЛЕЧЕНИЯ ДРАГОЦЕННЫХ МЕТАЛЛОВ ИЗ РУД И КОНЦЕНТРАТОВ | 1991 |
|
RU2025514C1 |
| СПОСОБ ИЗВЛЕЧЕНИЯ МЕТАЛЛОВ ИЗ ЗОЛОТОСОДЕРЖАЩИХ СУЛЬФИДНО-ОКИСЛЕННЫХ МЕДНЫХ РУД | 2009 |
|
RU2428493C1 |
| СПОСОБ ИЗВЛЕЧЕНИЯ ЗОЛОТА ИЗ УПОРНЫХ СЕРЕБРОСОДЕРЖАЩИХ СУЛЬФИДНЫХ РУД КОНЦЕНТРАТОВ И ВТОРИЧНОГО СЫРЬЯ | 2017 |
|
RU2657254C1 |
| ВОДНЫЙ РАСТВОР ДЛЯ ВЫЩЕЛАЧИВАНИЯ БЛАГОРОДНЫХ МЕТАЛЛОВ (ВАРИАНТЫ) | 1990 |
|
RU2102507C1 |
| СПОСОБ ПЕРЕРАБОТКИ ОКИСЛЕННЫХ ПОЛИМЕТАЛЛИЧЕСКИХ МАТЕРИАЛОВ | 1993 |
|
RU2079561C1 |
| Способ комплексной переработки пиритсодержащего сырья | 2016 |
|
RU2627835C2 |
| РАСТВОР ДЛЯ ВЫЩЕЛАЧИВАНИЯ РУДНЫХ МИНЕРАЛОВ И КОНЦЕНТРАТОВ | 1991 |
|
RU2061768C1 |
| СПОСОБ ЙОД-ЙОДИДНОЙ ПЕРЕРАБОТКИ ЗОЛОТОСОДЕРЖАЩЕГО СЫРЬЯ | 2019 |
|
RU2702250C1 |
| СПОСОБ ПЕРЕРАБОТКИ МЕДЕЭЛЕКТРОЛИТНЫХ ШЛАМОВ | 1997 |
|
RU2109823C1 |
| СПОСОБ ИЗВЛЕЧЕНИЯ МЕТАЛЛОВ ИЗ МЕТАЛЛСОДЕРЖАЩЕГО МИНЕРАЛЬНОГО СЫРЬЯ | 2010 |
|
RU2476610C2 |
Использование: касается гидрометаллургических методов извлечения благородных металлов из руд и концентратов. Суть: благородные металлы из руд или концентратов выщелачивают 1 - 40 мас.% солевым водным раствором при pH = 3 - 10 в присутствии окислителя в течение не менее 60 минут. Пульпу фильтруют, кек отмывают водой, образовавшийся раствор концентрируют, регенерируют и направляют на выщелачивание исходного материала. Из раствора, полученного при фильтрации пульпы, золото и/или серебро осаждают аминными реагентами, электрохимически или на ионообменной смоле. Затем раствор регенерируют и вновь направляют на выщелачивание руды или концентрата. 10 з. п. ф-лы.
| Масленицкий Н.И., Чугаев Л.В | |||
| Металлургия благородных металлов | |||
| - М.: Металлургия, 1987, с | |||
| Ударно-вращательная врубовая машина | 1922 |
|
SU126A1 |
| Масленицкий И.Н., Стрижко Л.С | |||
| и др | |||
| Металлургия благородных металлов | |||
| - М.: Металлургия, 1987, с | |||
| Способ приготовления пищевого продукта сливкообразной консистенции | 1917 |
|
SU69A1 |
