Обновлено: 17.05.2024

извлечение металлов из руд, концентратов и отходов различных производств водными растворами химических реагентов с последующим выделением металлов из растворов.

На возможность применения гидрометаллургических процессов для извлечения металлов из руд указывал М. В. Ломоносов (1763). Значительный вклад в развитие Г. внёс русский учёный П. Р. Багратион, создавший теорию цианирования (См. Цианирование) золота (1843). В начале 20 в. промышленное значение приобрела Г. меди. Позднее были разработаны гидрометаллургические способы получения многих др. металлов.

Г. включает ряд основных технологических операций, выполняемых в определённой последовательности. Механическая обработка руды — дробление и измельчение с целью полного или частичного раскрытия зёрен минералов, содержащих извлекаемый металл. Изменение химического состава руды или концентрата для подготовки их к выщелачиванию (См. Выщелачивание) — хлорирующий, окислительных, сульфатизирующий или восстановительный обжиг, спекание. Цель — разложение химических соединений извлекаемого металла и перевод их в растворимую форму. Выщелачивание — перевод извлекаемого металла в водный раствор. Эта операция иногда осуществляется попутно в процессе мокрого измельчения (в Мельницах, Классификаторах) или в специальной аппаратуре (чаны для выщелачивания, Автоклавы). Отделение металлосодержащего раствора от измельченного материала обезвоживанием и промывкой в сгустителях, на фильтрах. Подготовка растворов к выделению из них соединений или металлов отделением взвешенных частиц (осветление) или химическим осаждением сопутствующих металлов и примесей. Осаждение металлов или их соединений из растворов электролизом (медь, цинк и др.), восстановлением более электроотрицательным металлом — цементацией (См. Цементация) (медь, серебро, золото и др.), сорбцией (См. Сорбция) ионообменными смолами или углем, жидкостной экстракцией соединений металла органическими растворителями с последующей реэкстракцией в водный раствор и осаждением из него чистого металла или химического соединения. Переработка осадка с целью дальнейшей очистки выделенного соединения или чернового металла или непосредственное получение готового товарного металла может осуществляться: перекристаллизацией, возгонкой, прокаливанием, переплавкой, электролизом из водных или расплавленных сред.

При химических взаимодействии металла с растворителем нейтральный атом металла переходит в ионное состояние, образуя растворимое соединение. Растворение происходит легко в случае выщелачивания руд или концентратов, в которых металл присутствует в окисленной (ионной) форме. Примером могут служить окисленные медные и урановые руды, обожжённые цинковые концентраты, продукты хлорирующего обжига. В некоторых случаях для извлечения металла растворителем необходимо предварительное окисление кислородом или др. окислителем (например, при содовом выщелачивании руд, содержащих 4-валентный уран, для перевода последнего в 6-валентный). При растворении металлов (самородных или восстановленных) неизбежно окисление их для перехода в ионное состояние. Окисление металла с одновременной ионизацией окислителя (например, растворённого в воде молекулярного кислорода) в случае более благородных металлов термодинамически возможно лишь при затрате энергии, которая, например, может быть получена при образовании комплексного иона (цианирование золота и серебра, аммиачное выщелачивание металлической меди, никеля).

Растворение минералов с различными видами химической связи в кристаллической решётке (ковалентная, металлическая, ионная) характерно для выщелачивания сульфидов, арсенидов, селенидов, теллуридов. Растворение этих минералов, если предварительно не проведён окислительный обжиг, в большинстве случаев также требует окисления в пульпе (См. Пульпа), например при аммиачном выщелачивании медно-никелевых сульфидных руд в автоклаве под давлением кислорода или воздуха. Перенос растворителя и удаление продуктов реакции происходит в объёме раствора конвекцией (турбулентной диффузией), а в слое на границе с минералом — молекулярной (тепловой) диффузией. Обычно реакция, происходящая при гидрометаллургическом извлечении, находится в диффузионной области; определяющим фактором является скорость диффузии вещества, лимитирующая течение реакции. Возрастание скорости растворения минерала происходит при увеличении его относительной поверхности (т. е. степени измельчения), при ускорении перемешивания и при повышении температуры.

Форма поверхности и размер частиц растворяемого минерала определяют функциональную зависимость количества растворившегося металла от времени контакта с раствором; поэтому они влияют на степень извлечения и на объём аппаратов для выщелачивания.

Растворителями для выщелачивания соединений является преимущественно серная кислота (ванадий, медь, цинк), сода (ванадий в карбонатных рудах, молибден, вольфрам), едкий натр (глинозём, вольфрам), аммиак (медь, никель), цианистые соли (золото, серебро), сернистый натрий (сурьма, ртуть), растворы хлора и хлоридов (благородные металлы, свинец, редкие металлы), тиосульфаты (золото, серебро).

Для жидкостной экстракции применяют различные соединения (например, раствор трибутилфосфата и ди-2-этилгексилфосфата в керосине и др.). После экстракции очищенное соединение металла извлекается из органического растворителя водным раствором, часто с добавкой кислоты или др. реагента. Из раствора металлы осаждаются методом цементации или углем, или водородом под давлением. Применяются также аниониты или катиониты. После сорбции соединение металла снимается растворителем с ионита и последний подвергается регенерации.

При больших масштабах гидрометаллургического производства (например, при выщелачивании меди из окисленных крупнокусковых руд) обработка иногда осуществляется орошением штабелей руды слабыми растворами серной кислоты. Медьсодержащие растворы дренируются в сборные резервуары, а затем в цементаторы. Для дроблёных и рассортированных песковых фракций руд (например, золотых) применяется просачивание раствора в чанах через слой хорошо фильтрующей загрузки. Для интенсификации этого процесса раствор иногда предварительно насыщают воздухом, создают вакуум под фильтрующим днищем. Для выщелачивания тонкоизмельчённого материала применяют чаны для перемешивания (механической, пневматической и пневмомеханической) пульпы. Для непрерывного выщелачивания обычно их соединяют последовательно.

Иногда возможны комбинированные схемы выщелачивания: зернистого классифицированного материала — просачиванием, отделённого мелкого материала (Шлама) — перемешиванием. В отдельных случаях возможно и другое аппаратурное оформление выщелачивания, например в автоклавах непрерывного и периодического действия. Выщелачивание кислыми растворами производится в стальной гуммированной, керамической или др. кислотоупорной аппаратуре; для щелочных растворов пригодна стальная, иногда деревянная аппаратура. Методы жидкостной экстракции или дополняют выщелачивание, или применяются для непосредственоого извлечения соединений металлов из руд. Экстракция производится по принципу противотока в экстракционных колонках (экстракт и отходящий раствор непрерывно удаляют в разных направлениях). Обезвоживание и промывка производятся в сгустителях (гребковые с центральным и периферическим приводом, многоярусные) и фильтрах (вакуум-фильтры и фильтр-прессы непрерывного и периодического действия). Осаждение из растворов производится в аппаратах, конструкция которых зависит от осадителя. Для химических (растворимых) осадителей применяют реакторы и фильтры. Порошкообразные осадители (цинковая, алюминиевая пыль) вводятся в смесители с раствором, осаждение затем может продолжаться внутри перекачивающего насоса, в трубопроводе и через слой осадителя на фильтре. Можно осаждать металл или его соединения в самой пульпе (например, погружением в пульпу сетчатых корзин с ионитом). Порошковые осадители после контакта с раствором можно выделять флотацией (См. Флотация). Осаждение кусковыми осадителями (железо для меди, цинковая стружка или уголь для золота) производят в желобах или ящиках с перегородками для зигзагообразного движения раствора вверх и вниз через слой осадителя. Возможно выделение примесей (например, железа) Гидролизом из очищенного раствора с последующим получением основного металла (например, цинка) осаждением на катоде Электролизом с нерастворимыми анодами. См. также Благородные металлы.

Лит.: Основы металлургии, т. 1—5, М., 1961—68; Автоклавные процессы в цветной металлургии, М., 1969; Burkin A. R., The chemistry of hydrometallurgical processes, L., 1966; Habashi F., Principles of extractive metallurgy, v. 1—2, N. Y. — L. — P., 1969—70.

Большая советская энциклопедия. — М.: Советская энциклопедия . 1969—1978 .

Гидрометаллургия

ГИДРОМЕТАЛЛУРГИЯ, процессы извлечения металлов из руд путем выщелачивания их растворителями с последующим осаждением из растворов, в большинстве случаев в металлическом состоянии и реже в форме химических соединений. При этом осаждение производится: 1) цементацией, 2) электролизом, 3) реагентами (в форме химического соединения), 4) адсорбцией и 5) восстановлением на угле. Гидрометаллургия (мокрый путь извлечения) имеет наибольшее значение для получения следующих металлов: золота, серебра, цинка и меди. Кроме того, гидрометаллургия применяется при извлечении свинца, платины, никеля и ртути. Своеобразные процессы, относимые обычно к области химической технологии, но по существу являющиеся гидрометаллургическими , применяются 1) при производстве окиси алюминия, перерабатываемой затем путем электролиза с получением чистого алюминия, и 2) при извлечении редких металлов в форме химических соединений. Растворителями являются растворы солей, кислот и щелочей.

В табл. 1 приведены главные употребляемые в практике гидрометаллургии реагенты и извлекаемые ими металлы.

Некоторые металлы (медь, платина) подвергаются подготовительным операциям (сульфатизирующий обжиг, хлорирующий обжиг) и м. б. переведены в форму соединений, растворимых в воде. В этом случае выщелачивание производится водой. Своеобразный гидрометаллургический процесс извлечения представляет амальгамация золота, серебра и платины. В этом случае извлекаемые металлы образуют дисперсную систему в жидком металле (ртути). Основой данного процесса является не растворение, а смачивание с последующим образованием химических соединений и твердых растворов, обладающих небольшой растворимостью в ртути.

Подготовительные операции к осуществлению гидрометаллургических процессов состоят в измельчении, обжиге и удалении нежелательных примесей посредством выщелачивания или операций обогащения. Дробление и тонкое измельчение применяются с весьма широко варьирующей степенью измельчения. Золотые и серебряные руды измельчаются в пределах 28—150 меш. Иногда применяется измельчение 200 меш, а при цианировании концентратов в Мак-Интайр - 325 меш. В весьма редких случаях цианирование производится после измельчения на валках до 1 см (Шаста Каунти, Калифорния). Выщелачивание в процессе измельчения применяется гл. обр. при цианировании в шаровых мельницах. В некоторых случаях при этом извлекают до 70% металла (и даже более), содержащегося в руде. Обжиг перед выщелачиванием применяется при гидрометаллургическом извлечении цинка; в последнем случае производится окислительный обжиг при довольно высокой температуре. Такой же обжиг применяется к медным сульфидным рудам и иногда при извлечении золота цианированием или же хлоринацией при значительной ассоциации золота с теллуритыми минералами и в более редких случаях - с сульфидами.

Восстановительный обжиг проводится при низких и умеренных температурах в атмосфере окиси углерода. Применяется при подготовке к выщелачиванию углекислым аммонием окисленных и силикатных медных руд и при цианировании упорных окисленных серебряных руд.

Хлорирующий обжиг производится в нейтральной атмосфере или в атмосфере хлора в присутствии хлоридов щелочных (или щелочноземельных) металлов при умеренной температуре. В результате его получают хлориды меди, свинца, цинка и серебра. Применяется к сульфидным и в меньшей мере к окисленным рудам. Хлорирующий обжиг применяется при извлечении платины из сульфидных концентратов, а с последующим выщелачиванием раствором поваренной соли в небольшой мере - при обработке свинцово-серебряных руд. Для обжига применяются печи Беджа, Гересгофа, Мак-Дугалла, Холт-Дерна, Скиннера и некоторые другие.

По условиям места, где производится извлечение, можно установить следующее подразделение: 1) выщелачивание в подземных выработках, 2) выщелачивание в кучах, 3) выщелачивание в процессе измельчения, 4) выщелачивание в специальных чанах, 5) выщелачивание в процессе обезвоживания (фильтрация и сгущение), выщелачивание во флотационной матине. Выщелачивание в подземных выработках или в других условиях в зависимости от характера залегания выщелачиваемой массы имеет в настоящее время весьма ограниченное применение как самостоятельный технологический процесс. Метод основан на способности сульфидных минералов, образующих рудное тело, быстро окисляться и образовывать растворимые соли меди. В 1923 г. подземное выщелачивание меди было введено медной компанией Огайо в Юта, где начали выщелачивать большое по размерам рудное тело, содержащее около 38 млн. тонн разрушенной кварцитовой медной руды с 0,3% меди. Выщелачивание в кучах представляет гидрометаллургия. процесс, наиболее примитивный по технике своего выполнения, и имеет весьма значительную давность; он применяется для обработки рудных отвалов, накопившихся на поверхности земли. Выщелачивание в специальных чанах обычно производится по одному из двух следующих методов: 1) обработка путем перемешивания пульпы, представляющей смесь тонкоизмельченной руды с раствором ( агитация ), 2) циркуляция раствора в условиях просачивания ( перколяция ) через слой песковой части руды относительно более грубо измельченной, чем твердая часть пульпы (в предыдущем случае). Факторы, определяющие извлечение в гидрометаллургических процессах, а также условия осуществления их м. б. подразделены след. обр.: 1) состав минеральных зерен, подвергаемых выщелачиванию, размер их, кристаллографическая форма и состояние поверхности, 2) характер ассоциации минеральных зерен с вмещающей породой, 3) условия диффузии в растворе ионов и молекул веществ, являющихся растворителями, 4) концентрация раствора, применяемого для выщелачивания, 5) отношение между весом раствора, употребляемого при выщелачивании, и весом руды, 6) длительность контакта, 7) температура, при которой производится выщелачивание, 8) аэрация, осуществляемая продувкой воздуха, 9) добавочные реагенты, 10) регенерация растворов. Условия диффузии растворителя имеют весьма большое значение в процессе выщелачивания; концентрация его в растворе определяет интенсивность, с которой протекает этот процесс. Совершенно очевидно, что вокруг частиц растворяющегося металла находится прилегающий к ним слой раствора с пониженной концентрацией веществ, расходующихся на процесс растворения. Если концентрация хотя бы одного из этих веществ становится ниже оптимального значения, то процесс растворения замедляется, а при дальнейшем понижении прекращается. Восполнение содержания реагентов в слое раствора, окружающего частицы металла, происходит за счет процессов диффузии из остальной части раствора, не соприкасающейся непосредственно с частицами минералов, взаимодействующих с растворителями.

Условия протекания диффузии ионов и молекул растворителей зависят от метода обработки руд. Рассмотрим сначала общие условия диффузии для случая гетерогенных твердо-жидких смесей. Скорость реакции для данных случаев гетерогенных систем м. б. выражена формулой

т. е. количество вещества, реагирующего в единицу времени (dx\dt) пропорционально величине коэффициента диффузии D, поверхности фазы F и понижению концентрации растворителя; последнее выражается дробью (S—C)/δ, где S - концентрация раствора, С - концентрация слоя, на протяжении которого вокруг частицы происходит диффузия растворителя, и δ - толщина последнего слоя. Вне диффузионного слоя концентрация раствора одинакова, а внутри него она падает в направлении к растворяющейся частице. Для коэффициента D диффузии солей, образующих в растворе два иона, Нернст дает следующее уравнение

Скорость движения катионов u и анионов v зависит от внутреннего трения раствора, которое определяется вязкостью чистого растворителя и присутствием в нем веществ, находящихся в растворенном состоянии или образующих дисперсную систему. Согласно закону Вальдена сумма скоростей движения ионов обратно пропорциональна вязкости η

Из последних двух уравнений видно, что коэффициент диффузии электролита и, следовательно, скорость реакции, происходящей в гетерогенной системе, уменьшается соответственно увеличению внутреннего трения раствора. Для неэлектролитов (например, для кислорода при цианировании) по исследованиям Euler и Hedelius коэффициент диффузии также зависит от вязкости. Наряду с этим происходит падение концентрации газообразных веществ, растворяющихся в растворе. Молекулярное понижение растворимости определяется из уравнения

где η₀ и η обозначают растворимость в воде и в растворе соли и η концентрацию соли. В еще большей степени, чем растворенные вещества, на свойства рабочего раствора влияют тончайшие частички руды, находящиеся во взвешенном состоянии. Присутствие большого количества суспендированных в растворе частиц, из которых большая часть настолько мала, что проходит через поры фильтра, значительно повышает вязкость раствора и больше влияет на понижение скорости диффузии и растворимость газов, чем присутствие растворенных солей.

Концентрация раствора определяется составом обрабатываемой руды и применяемым для этого растворителем. Выбор концентрации раствора зависит от необходимой для процесса скорости растворения, от характеристики измельчения (определяющей соотношение классов измельченной руды) и ряда других условий осуществления технологического процесса. Как правило повышение концентрации раствора увеличивает до известного предела скорость растворения. В случае извлечения золота и серебра цианированием этот предел достигается при довольно низких концентрациях (от 0,25 до 0,4% NaCN). При выщелачивании меди серной кислотой повышение концентрации раствора кислоты давало бы больший эффект, если бы не происходило взаимодействия ее с другими составными частями руды (растворение щелочноземельных карбонатов, железа, глинозема и др.). В случае употребления для выщелачивания меди кислых растворов сернокислой соли окиси железа концентрация последней выше 1% понижает использование тока при осаждении электролизом. При выщелачивании обожженных цинковых концентратов переход в раствор кремневой кислоты и железа улучшает фильтрование и предохраняет анод от образования на нем корки. В табл. 2 приведены обычные концентрации растворов, употребляемых при выщелачивании.

Промывка и фильтрация . По окончании выщелачивания производится отделение раствора от твердой части и отмывка растворенного вещества от последней. Иногда стадия обезвоживания и промывки совмещается с выщелачиванием вещества, остающегося нерастворенным. В случае перколяции золотых руд для промывки применяют средние и слабые растворы и чистую воду; при этом общее количество всех растворов находится в пределах от 100 до 200% по отношению к обрабатываемому материалу. В случае последовательной перколяции в нескольких чанах снижают количество растворов до 60% (Хомстек). В случае равномерного прохождения раствора через перколируемый материал при условии, что скорость диффузии и конвекции не выше скорости перколяции, содержание металла в хвостах после промывки устанавливается по формуле

где а - содержание металла в растворе после операции, предшествующей данной промывке, с - содержание металла в промывной жидкости, b и d - соответствующие объемы растворов. Содержание металла в хвостах после выщелачивания обычно выше вследствие неравномерного просачивания раствора. Количество частей промывной воды, вводимой в процесс, обычно соответствует потерям: 1) с хвостами при выгрузке в отвал, 2) вследствие утечки, 3) испарения; в противном случае происходит накопление на заводе излишних растворов. Отделение растворов от илов производится в начальной стадии сгущением. В окончательной стадии отделение растворов и промывка илов производятся: 1) декантацией, 2) фильтрацией, В) непрерывной противоточной декантацией и 4) повторной фильтрацией с промежуточной репульпацией.

Осаждение металлов из растворов после выщелачивания . После полного осветления (в специальных аппаратах) растворы поступают на осаждение из них металлов; последнее осуществляется одним из следующих методов: 1) путем простой цементации, 2) путем цементации с одновременным выделением водорода с целью создания восстановительных условий среды, 3) путем получения нерастворимых соединений, 4) электролитическим путем, 5) путем разложения нагреванием, 6) адсорбцией, 7) восстановлением. Применение указанных принципов к различным металлам и характер применяемых реагентов даны в табл. 3.

Электролитическое осаждение представляет обычный метод осаждения в гидрометаллургии меди и цинка; оно дает возможность одновременно с осаждением регенерировать растворитель. Условия электролитического осаждения определяются следующими факторами: 1) вольтаж, 2) плотность тока, 3) температура, 4) концентрация основных компонентов раствора, 5) скорость протекания, раствора через осадительные ванны, 6) состав анодов и катодов. Теоретическое количество металла, осаждаемое током, выражается формулой

где I - сила тока, w- атомный вес осаждаемого металла и v - валентность металла. Использование тока определяется отношением количества фактически осажденного металла к теоретическому. Плотность тока определяет характер осадка. При осаждении меди из сернокислых растворов плотность тока равна 85—110 А/м 2 , при осаждении цинка из растворов с 3,5—7,5% серной кислоты она равна 210—330 А/м 2 . В случае метода Тентона (22—27% серной кислоты) при температуре 60°С применяют плотность тока выше 1000 А/м 2 . Вольтаж зависит от состава раствора, расстояния между электродами и от состава их. При средних условиях осаждения меди падение вольтажа между соседними электродами равно 2 V. При электролизе цинка на заводе Трэйл - 3,9 V. Состав растворов определяет эффективность процесса осаждения. Последний весьма затрудняется в присутствии примесей: сернокислой окиси железа (растворяет осажденную медь), мышьяка, сурьмы и кобальта (понижают использование тока при осаждении цинка). Характер образующегося осадка ухудшается в присутствии взвешенных веществ; кроме того, осадок меди ухудшается при избытке железа, осадок цинка - в результате присутствия железа, ванадия, кобальта, никеля, мышьяка и сурьмы. Добавки некоторых коллоидов (например, желатина) улучшают условия электролиза, способствуя образованию плотного осадка при высокой плотности тока. Очистка растворов употребляется для периодического удаления примесей, затрудняющих процесс осаждения или понижающих активность растворов.

Осаждение путем цементации с одновременным выделением водорода для создания восстановительных условий среды применяется для осаждения металлов, растворяющихся в присутствии кислорода. На практике этот случай имеет значительное применение для осаждения золота и серебра из цианистых растворов. В результате разложения комплексной соли происходит осаждение металлического золота и растворение цинка в виде цианистого комплекса. При этом на катоде выделяется водород, поляризующий его поверхность. Влияние поляризации в значительной степени устраняется созданием рыхлого осадка свинца на поверхности цинка, что легко достигается освинцовыванием его при действии уксуснокислой соли [Рb(СН₂СO₂)₂]. Комплексный анион, встречаясь с поверхностью цинка, вступает в следующую реакцию цементации:

На поверхности другого элемента пары, которым обычно является свинец, происходит в результате растворения цинка в цианиде и щелочи восстановление водорода, так как потенциал восстановления последнего значительно ниже, чем натрия (или другого металла, образующего комплексную соль).

Водород в момент восстановления связывает кислород, если последний присутствует в растворе, а избыток его выделяется на поверхности цинка. Выделение водорода в результате реакции растворения (в известных пределах) имеет большое, значение, т. к. он связывает кислород, поступающий с растворами или поглощаемый ими в течение процесса осаждения (особенно в экстракторах), и этим не допускает растворения золота (которое сделалось бы возможным в присутствии кислорода), а также окисления цинковой стружки. Соответственно реакции восстановления водорода на поверхности анода происходит растворение цинка, вызывающее переход его в раствор в форме комплекса или сначала в форме цинкатиона, который затем переходит в ион цианистого комплекса согласно формулам:

Обработка и плавка осадка . Дальнейшая обработка продукта, полученного в результате осаждения, производится различными способами в зависимости от состава осадка. Детальное описание этих способов приводится в статьях по металлургии соответствующих металлов. Сводка основных методов обработки осадков приводится в табл. 4.

Гидрометаллургия меди

ГИДРОМЕТАЛЛУРГИЯ МЕДИ, извлечение меди мокрым путем - путем обработки руд и побочных заводских продуктов, содержащих медь, водными растворами различных химических реактивов. В настоящее время существует ряд мощных предприятий, получающих медь по дешевой цене, применяя мокрый способ обработки руд.

Существенными моментами гидрометаллургической обработки являются: 1) перевод меди в раствор (выщелачивание) и 2) последующее выделение меди из раствора. Первая из указанных операций имеет своей задачей концентрацию меди в сравнительно небольшом объеме, в виде водных растворов солей меди, в значительной мере лишенных посторонних примесей. Выщелачивание на практике м. б. проведено различными способами, в зависимости, как от характера руды, так и от применяемого для растворения меди химического реактива. В одних случаях перевод меди в раствор м. б. осуществлен непосредственным выщелачиванием сырой руды, в других - руда (или иной какой-нибудь содержащий медь продукт) должна быть той или иной операцией подготовлена к выщелачиванию. В виду этого способы выщелачивания можно классифицировать по химическому характеру применяемого реактива или по характеру перерабатываемого материала; второй классификации присущи некоторые практические преимущества.

Классификация по реактивам. Растворителями, применяемыми при выщелачивании, служат водные растворы различных химических реактивов, которые могут быть нейтральными, кислотными или щелочными.

I. Нейтральные растворители . Сюда относятся: вода и водные растворы солей Fe₂(SО₄)₃, FeCl₂, Fe₂Cl₅, CuCl₂ и KCN. Вода как растворитель применяется лишь в исключительных случаях, так как медь очень редко находится в руде в виде растворимых в воде соединений. Таким соединением является лишь халкантит CuSО₄∙5H₂О. Из нейтральных растворителей наибольшим распространением пользуется Fe₂(SО₄)₃, водные растворы которого растворяют самородную медь, ее кислородные, а равно и сернистые соединения, по реакциям:

Полная регенерация Fe₂(SO₄)₃ из железного купороса, образующегося в результате выщелачивания, м. б. произведена обработкой последнего воздухом и H₂SO₄ по уравнению:

Помимо этого необходим некоторый добавочный расход H₂SO₄ для перевода в раствор образующихся при выщелачивании гидратов окислов железа и основных сернокислых солей которые, выпадая в виде осадков, затрудняют нормальный ход выщелачивания. В виду этого к растворам Fe₂(SО₄)₃, поступающим на выщелачивание, почти всегда прибавляют некоторое количество H₂SО₄.

Выщелачивание растворами FeCl₂ применяется в процессе Гента-Дугласа (Hunt-Douglas) для обработки руд, содержащих СuО. Растворение идет по реакции:

3 СuО + 2 FeCl₂ à Сu₂Сl₂ + СuСl₂ + Fe₂O₃.

В случае присутствия в руде Сu₂O последняя д. б. переведена в СuО. Получающийся раствор должен быть богат хлоридами для перевода в раствор Сu₂Сl₂ (нерастворимой в Н₂O), для чего к первоначальному раствору прибавляют NaCl.

В процессе Дёча (Doetsch) для растворения сульфидов меди применяется раствор Fe₂Cl₆, причем растворение идет по реакциям:

Раствор CuCl₂ применяется в процессе Гёпфиера(Нoeрfner)для растворения металлических Сu и Ag, а равно и их сернистых соединений, по реакциям:

Сu + СuСl₂ à Сu₂Сl₂
CuS + СuСl₂ à Сu₂Сl₂ + S
2 Ag + 2 СuСl₂ à 2 AgCl + Сu₂Сl₂.

Для перевода в раствор образующихся Сu₂Сl₂ и AgCl, к раствору СuСl₂ прибавляют NaCl.

II. Кислотные растворители . Применение кислотных растворителей на практике имеет место в случае переработки окисленных или предварительно обожженных сернистых руд с кислой пустой породой. В случае основной пустой породы (карбонаты) применение этих растворителей становится неэкономичным вследствие значительного расхода кислоты.

Наибольшим применением при выщелачивании пользуется H₂SO₄. При благоприятных условиях выщелачивания (слабые растворы и низкая температура) она сравнительно слабо действует на Fe₂O₃, всегда присутствующую как в окисленных, так и обожженных рудах, вследствие чего растворы, получающиеся от выщелачивания, не содержат значительных количеств солей железа. Помимо этого, при электролитическом выделении из этих растворов меди серная кислота регенерируется и поступает снова на выщелачивание, благодаря чему расход ее незначителен.

Сернистая кислота растворяет окислы меди, образуя растворимую в воде сернисто-медную соль. Последняя в присутствии окиси меди претерпевает постепенно превращение по реакции:

3 CuSО₃ + CuO à Cu₂SО₃ + CuSO₃ + CuSО₄.

Из полученных солей сернистомедная соль закиси меди слабо растворима в воде, в присутствии же сернистой кислоты растворимость ее возрастает. Применение сернистой кислоты для выщелачивания окисленных или обожженных медных руд приобретает большой интерес в связи с вопросом об утилизации сернистых газов металлургических печей. Здесь намечаются два пути: а) практика завода Nevada-Douglas Consol. С° - обработка увлажняемой руды сернистыми газами и б) способ U. S. Bureau of Mines - получение слабых растворов серной кислоты пропусканием сернистых газов через раствор Fe₂(SО₄)₃.

Наиболее редко при выщелачивании руд применяется соляная кислота. Являясь более крепкой кислотой, чем Н₂SО₄ и H₂SО₃, она заметно действует на соединения железа, заключающиеся в руде; вследствие этого получающиеся от выщелачивания растворы заметно загрязняются солями железа. Дальнейшим неудобством пользования соляной кислотой является практическая трудность ее регенерации.

III. Щелочные растворители . К ним принадлежат исключительно растворы аммиака и углекислого аммония. Работа с ними менее удобна, чем с растворами кислот, но применение их неизбежно в случае переработки руд с основной пустой породой. Этими растворителями выщелачиваются руды, содержащие самородную медь, кислородные, углекислые и сернистые ее соединения. Происходящие при этом реакции м. б. представлены следующими уравнениями:

Сu + 0,5 O₂ + n NH₃ à СuО ∙ n NH₂
СuО + (NH₄)₂CO₃ à СuСО₃ ∙ 2 NH₃ + Н₂O.

Классификация по характеру руд. В этом отношении различают следующие способы:

I. Переработка сульфатных руд : 1) рудничные воды, 2) хвосты обогатительных фабрик и отвалы.

II. Переработка окисленных руд .

III. Переработка сульфидных руд .

A. Превращение сульфидов в сульфаты : 1) выветриванием, 2) сульфатизирующим обжигом и 3) обработкой Fe₂(SО₄)₃.

Б. Превращение сульфидов в кислородные соединения окислительным обжигом .

B. Превращение сульфидов в хлориды : 1) действием Fe₂Cl₆, 2) действием СuСl₂. 3) окислительным обжигом с последующей обработкой растворами, содержащими FeCl₂ и CuCl₂ и 4) хлорирующим обжигом.

Примерами указанных способов переработки могут служить следующие.

Извлечение меди из рудничных вод сводится к обработке их металлическим железом в желобах и в башнях. В Бютте (штат Монтана, США) этим путем перерабатываются рудничные воды, содержащие 0,05—0,07% Сu. Общая длина желобов - 305—610 м. Получаемая цементная медь содержит 60—70% Сu. Извлечение меди достигает 90—98%, стоимость извлечения 1 кг меди составляет 21 коп .

Извлечение сульфатов меди из хвостов обогатительных фабрик и отвалов выщелачиванием их водой в чистом виде не применяется, а соединяется одновременно с выщелачиванием растворителем Fe₂(SO₄)₃.

Выщелачивание окисленных руд посредством H₂SO₄ применяется в больших размерах в Аджо (Ajo, штат Аризона, США), на заводе New Cornelia Copper С° и в Чукикамата (Чили),на заводе Chili Copper С°. На первом заводе выщелачивание дробленой руды производится в цементных чанах (площадь поперечного сечения 26,8x26,8 м, высота 5,28 м, вместимость 4545 т), выложенных внутри свинцовыми листами. Всего имеется 8 чанов, из которых одновременно в работе находится 7 чанов. В сутки перерабатывается 4545 тонн руды с содержанием 1,57% Сu; извлечение меди ~82%. Содержащаяся в растворах после выщелачивания Fe₂(SO₄)₃ восстанавливается в башнях в FeSO₄ сернистым газом от печей Веджа (Wedge), после чего раствор направляется на электролиз, где получается катодная медь с содержанием от 99,15 до 99,85% Сu. Растворы, поступающие на электролиз, содержат в %: 2,70 Сu, 1,30 Fe ∙∙ , 0,11 Fe ∙∙∙ , 0,01 С’ и 2,16 свободной H₂SO₄. На втором заводе имеется 6 чанов для выщелачивания, размерами 45,7x33,5x5,9 м и емкостью 9100 тонн каждый. Чаны - бетонные, покрыты внутри слоем мастики из 1 части асфальта и 4 частей песка, толщиной 25—33 мм. Выщелачивание длится 4—5 дней; извлечение меди достигает 89,4%.

Выщелачивание хвостов обогатительных фабрик, содержащих 0,45% Сu, аммиаком практикуется на заводе Calumet and Hecla С°, Lake Linden (штат Мичиган, США).

Выщелачивание сульфидных руд после превращения сульфидов в сульфаты выветриванием дает наилучшие результаты в применении к переработке пиритных руд, содержащих Cu₂S. Классическим примером является кучное выщелачивание пиритов со средним содержанием 2,5% Сu и 45—48% S в Рио-Тинто (Испания). Кучи вмещают 100000 тонн руды. Выветривание достигается периодическим смачиванием куч водой; при этом в присутствии кислорода воздуха происходит окисление сульфидов с образованием сульфатов железа и меди. Прибавление некоторого количества H₂SО₄ облегчает перевод сульфидов меди в сульфаты. После того как образование сульфатов произошло в достаточной степени, начинается выщелачивание их растворами, полученными от цементации меди. По истечении 6—7 лет для плотных руд и 3—4 лет для сланцевых руд содержание меди падает до 0,25—0,30%. Получающиеся растворы содержат в литре: 4 г Сu, 1 г Fe₂O₃, 20 г FeO, 10 г H₂SO₄ и 0,3 г As. Аналогичное выщелачивание ведется в Бисби (штат Аризона, США), где вместимость куч достигает 1800000 т. В последние годы этот же способ с успехом применяется для выщелачивания целых рудников.

Выщелачивание сульфидных руд производится после превращения их в сульфаты сульфатизирующим обжигом ; последний ведется в кучах или печах. Примером обжига в кучах может служить практика в Рио-Тинто. Здесь небольшие кучи (диаметром 6—8 м и высотой З м), вмещающие 200 т руды, горят 2 месяца; большие кучи с эллиптическим основанием 17,5 х 10 м, высотой 3,35—3,65 м, вмещающие 1500 т руды, горят 6 месяцев. В малых кучах образуется больше CuSО₄, чем в больших. В среднем извлечение Cu достигает 84%. Обожженная руда выщелачивается затем в чанах. При сульфатизирующем обжиге в печах главное внимание д. б. обращено на поддержание определенной температуры в печи. Первоначально обжиг ведется медленно, при невысоких температурах: при 480°, а затем при 560°. При этой температуре разлагаются сернокислые соединения железа, но не меди. При сульфатизирующем обжиге медных руд никогда не удается всю медь перевести в CuSО₄; в обожженном продукте всегда находится некоторое количество СuО, которое при последующем выщелачивании м. б. переведено в раствор добавлением соответствующего количества H₂SО₄.

Выщелачивание сульфидных руд растворами , содержащими Fe₂(SО₄)₃, очень часто применяется для переработки бедных руд, отвалов обогатительных фабрик и целых рудников; в этих случаях такое выщелачивание всегда соединяется с ранее указанными способами выщелачивания сернистых руд после превращения сульфидов в сульфаты выветриванием.

Выщелачивание сульфидных руд после предварительного окислительного обжига . Окислительный обжиг ведут при сравнительно невысоких температурах, как и при сульфатизирующем обжиге. При более высоких температурах происходит образование трудно растворимых в кислотах силикатов и ферритов. Этим путем перерабатываются хвосты обогатительных фабрик Анаконда (штат Монтана, США); хвосты содержат: 0,64% Сu, 13,6 г Ag в тонне, 81% SiО₂, 3% FeO и около 10% Аl₂O₃. Первоначально хвосты обжигаются при 535° в 28 шестиподных печах системы Мак-Дугаля; при этом содержание S падает с 2,2 до 0,6%; 1/3 оставшейся серы является сульфатной. Выщелачивание ведется в 10 чанах из красного дерева, диаметром 15,2 м и высотой 4,3 м; емкость чанов - 910 т. Извлечение меди ~75%.

Переработка сульфидных руд переведением сульфидов в хлориды обработкой Fe₂Cl₆ и С uС l₂ . 1) Процесс Дёча, применявшийся одно время в Рио-Тинто и в Тарзисе (Испания), заключался в обработке руды растворителем Fe₂Cl₆, в результате чего образовывались хлориды меди и FeCl₂; последняя регенерировалась обработкой хлором. 2) Процесс Фрёлиха отличается от предыдущего тем, что обработка производится при температуре 70—80°, причем вся медь получается в виде СuСl₂. 3) Процесс Гёпфнера указан выше.

Переработка сульфидных руд окислительным обжигом с последующей обработкой растворами, содержащими FeCl₂ или СаСl₂, предложена Гентом и Дугласом. Обработка может быть проведена двояким образом. По первому способу руда д. б. обожженной намертво, так как только кислородные соединения меди м. б. переведены в хлориды обработкой крепкими растворами NaCl и FeCl₂ при температуре 70°. По второму способу намертво обожженная руда обрабатывается H₂SО₄. Полученная в растворе CuSО₄ взаимодействием с FeCl₂ или СаСl₂ частью переводится в СuСl₂, которая при пропускании SO₂ переходит в Сu₂Сl₂, с одновременным получением H₂SO₄. Регенерация FeCl₂ или СаСl₂ происходит при действии на отфильтрованную Сu₂Сl₂ металлическим железом или же Са(ОН)₂ по уравнениям:

Сu₂Сl₂ + Fe à 2 Сu + FeCl₂

Сu₂Сl₂ + Са(НО)₂ à 2 Сu(ОН) + СаСl₂.

Выщелачивание сульфидных руд после хлорирующего обжига . В некоторых случаях хлорирующему обжигу предшествует окислительный процесс Лонгмейда и Гендерсона. Наиболее целесообразно применять этот метод к переработке пиритных сгарков, содержащих медь и незначительное количество благородных металлов. Сгарки не должны, как правило, содержать более 10% густой породы и более 4% меди; на каждую весовую часть меди должны приходиться 1—1,5 весовых части S. В случае недостачи S последняя добавляется в виде FeS₂. Смесь сгарков с 10% NaCl подвергается обжигу в механических печах; выщелачивание производится в чанах. В большинстве случаев хлорирующему обжигу подвергаются сырые сульфиды.

ГИДРОМЕТАЛЛУРГИЯ (от греч. hydor — вода и metallurgeo — добываю руду, обрабатываю металлы * а. hydrometallurgy; н. Hydrometallurgie; ф. hydrometallurgie; и. hidrometalurgia) — извлечение металлов из руд, концентратов, промежуточных продуктов и отходов различных производств водными растворами главным образом химических реагентов с последующим выделением металлов из растворов.

Впервые способами гидрометаллургии извлекали медь из руд месторождения Рио-Тинто (Испания) в 16 в. Позднее были разработаны и внедрены гидрометаллургические способы получения многих других металлов: платины (1827), никеля (1875), алюминия из бокситов — в России (1892), золота — в Новой Зеландии (1889), цинка — в Канаде и США (1914) и др. Значительный вклад в развитие гидрометаллургии внёс русский учёный П. Р. Багратион, создавший теорию цианирования золота (1843). Русский химик Н. Н. Бекетов обосновал получение металлических порошков водородом под давлением (1870), теорию гидрометаллургии цинка разработал французский химик Л. Летранже (1880), урана — немецкий учёный О. Хёнигшмид (1914). В 20-х гг. в СССР В. Г. Хлопиным разработаны теоретические основы гидрометаллургии радия; в 30-х гг. А. Е. Маковецким, О. А. Есиным, П. И. Федотовым, Ю. В. Баймаковым — гидрометаллургия тяжёлых цветных металлов, И. Н. Плаксиным — гидрометаллургия золота. Значительный вклад в теорию сорбционного и экстракционного процессов внёс советский учёный Б. Н. Ласкорин. В СССР гидрометаллургические методы применяют в производстве Al, Zn, Cu, Ni, Со, Cd, U, редких и драгоценных металлов. За рубежом более 20% производства Cu, 50-70% Zn и Ni, 100% окисей Al и U, металлических Cd, Co и другие основано целиком на гидрометаллургии. Она получает распространение вследствие введения в эксплуатацию труднообогатимых тонковкрапленных руд, дающих низкое извлечение при обогащении, а также замены пирометаллургических процессов, которые из-за значительного количества вредных выбросов в атмосферу в большей степени загрязняют окружающую среду, чем гидрометаллургия. Схемы гидрометаллургии включают ряд основных операций, выбор и последовательность которых обусловлены химически-минералогическими особенностями сырья, возможностью комбинирования с предприятиями химических и других отраслей промышленности и т.п.

Реклама

После механической обработки руд технологические операции гидрометаллургии выполняются в определенной последовательности: дробление и измельчение (до десятков мкм) с целью максимального раскрытия зёрен минералов, содержащих извлекаемый металл; отмывка мелких частиц ценных минералов или пустой породы и обезвоживание продуктов сгущением или фильтрацией. Для подготовки к выщелачиванию иногда необходимо изменение химического состава руд или концентратов: окислительный, сульфатизирующий, хлорирующий, восстановительный обжиги, спекание или сплавление с реагентами. Эти операции переводят извлекаемые металлы в растворимые соединения. Дисперсные материалы выщелачивают в чанах с механическим или воздушным перемешиванием пульпы (агитационное выщелачивание), песковые и галечные — просасыванием раствора через слой материала в чанах с ложным дном (перколяционное выщелачивание) или орошением сложенных в штабели на водонепроницаемых площадках с дренажными канавами (кучное выщелачивание), подачей растворов реагентов под землю в раздробленную руду и сбор их для переработки (выщелачивание подземное).

В некоторых случаях усиление взаимодействия минералов с реагентами достигается дополнительным измельчением до 1-5 мкм и менее (механическое активирование) или нагреванием с последующей закалкой, отжигом (термическое активирование), приводящим к разрушению кристаллической решётки и накоплению в ней дефектов. После отделения металлсодержащего раствора и промывки хвостов на фильтрах или в сгустителях осаждают компоненты, мешающие последующим операциям либо загрязняющие продукт (например, избыток железа в медном электролите увеличивает расход энергии, хотя и не ухудшает состав катодной меди, присутствие Cu, Ge, Co в цинковом электролите исключает выделение цинка на катоде). Очистка растворов от некоторых примесей позволяет сконцентрировать их в осадках и затем извлечь в товарной форме (Со в производстве никеля, Cd в производстве цинка).

При выщелачивании бедного сырья получают разбавленные растворы, непригодные для непосредственного получения товарных металлов по техническим или экономическим причинам. В таких случаях применяют различные способы концентрирования и предварительного разделения металлов из растворов (например, цементация металлическим железом меди с последующей флотацией её — метод Мостовича; из неочищенных растворов, отделённых от хвостов выщелачивания окисленных никелевых руд, никель и кобальт осаждают сероводородом в автоклавах). В производстве урана, меди, золота и других металлов используют концентрирование сорбцией на ионообменных смолах; сорбированные металлсодержащие ионы десорбируются (элюируются) небольшим объёмом элюанта с получением концентрированных растворов. Сорбция может быть совмещена с выщелачиванием (сорбционное выщелачивание), при этом выщелачивание ускоряется. Сорбция непосредственно из пульп позволяет исключить фильтрацию и промывку слабофильтрующихся и несгущающихся хвостов, так как крупнозернистая смола легко отделяется на решётках.

Широкое применение получило концентрирование и разделение металлов жидкостной экстракцией нерастворимыми в воде органическими веществами (экстрагентами) — трибутилфосфатом, аминами, карбоновыми и фосфорорганическими кислотами, оксимами и другими, применяемыми обычно в виде раствора в керосине. Экстракцию и последующую реэкстракцию проводят в аппаратах типа смеситель-отстойник, колонных, центробежных или др. Скорость экстракции значительно выше скорости ионного обмена на твёрдых сорбентах. Выделение из растворов чистых металлов производится электролитическим или химическим восстановлением; в зависимости от условий электролиза металлы получают в компактной форме или в виде порошков; химическое восстановление водородом и другими газами ведут в автоклавах с получением металлов в виде порошков. В ряде случаев гидрометаллургическая схема заканчивается кристаллизацией или осаждением чистого химического соединения металла (например, в производстве алюминия, урана и др.).

ГИДРОМЕТАЛЛУРГИЯ

ГИДРОМЕТАЛЛУРГИЯ, извлечение металлов из сырья с использованием хим. р-ций в водных р-рах. Сырьем м. б. руды, рудные или хим. концентраты (продукты мех. обогащения или хим. переработки руд), отходы др. производств или самих гидрометаллургич. процессов.

Гидрометаллургич. методы пригодны для извлечения металлов из сырья с низкими концентрациями металла и не поддающегося переработке традиц. методами, поэтому роль этих методов в условиях происходящего обеднения и ухудшения кач-ва рудного сырья постоянно возрастает. К достоинствам гидрометаллургии относится также возможность разделения близких по св-вам металлов (Zr и Hf, Nb и Та, смесей РЗЭ и др.), упрощение переработки по сравнению с пирометаллургией. Применение гидрометаллургич. методов во мн. случаях существенно снижает загрязнение окружающей среды вредными отходами. Так, все большее значение приобретает прямая переработка сульфидных концентратов Си, Ni, Zn, Pb и др. металлов без их обжига (обжиг приводит к выделению SO₂, к-рый при выбросе в атмосферу загрязняет окружающую среду, а при улавливании приводит к заметному удорожанию переработки).

Собственно гидрометаллургич. процессам обычно предшествует мех. передел включающий операции дробления, измельчения, классификации, мех. обогащения - флотации, гравитац. обогащения, отсадки, разделения в тяжелых суспензиях (см. Обогащение полезных ископаемых), а для нек-рых руд - радиометрич. обогащение и др. Задача этого передела - удаление как можно большей массы минералов пустой породы.

Гидрометаллургия включает также три след. основных передела: переведение ценных металлов в р-р, переработку р-ров и выделение из очищенных р-ров металлов или нерастворимых соединений. Вначале из сырья селективно извлекают в р-р ценные металлы (см. Выщелачивание). Для очистки и концентрирования р-ров применяют жидкостную экстракцию и ионообменную сорбцию, реже - мембранные методы, ионную флотацию и др. Ионообменная сорбция служит, как правило, для концентрирования относительно малоконцентриров. р-ров, к-рые могут содержать взвешенные частицы твердых в-в. Емкость экстрагентов (макс. концентрация в них извлекаемого металла) значительно выше емкости сорбентов, поэтому экстракцию применяют при переработке любых по концентрации р-ров, но из-за сильного захвата экстрагентов твердыми частицами - при отсутствии в этих р-рах взвешенных твердых частиц. Более высокой емкостью обладают импрегнированные сорбенты — пористые в-ва, содержащие орг. р-рители, а также твердые экстрагенты (твэксы) - орг. р-рители в полимерной матрице. Импрегнированные сорбенты и твэксы могут применяться для переработки концентрированных содержащих взвешенные твердые в-ва р-ров. Для концентрирования и очистки р-ров используют также осаждение, соосаждение, а для разделения близких по св-вам р-ров (напр., гексафто-роцирконата и гексафторогафната калия) - дробную кристаллизацию, т. е. проведение циклов частичного осаждения и растворения.

Для выделения металлов из р-ров применяют восстановление (напр., водородом) при обычном давлении или в автоклаве, цементацию с использованием более активных металлов и электролитич. восстановление. Металлы, к-рые не могут быть выделены из водных р-ров (напр., Al, Mo, W, U), осаждают в виде оксидов, гидроксидов, фторидов хлоридов, комплексных фторидов и др. Далее эти соединения восстанавливают до металлов разл. методами, включая пирометаллургич. (см. Металлотермия)и электрохимич.

В гидрометаллургич. технол. схемах используют также такие мех. процессы, как декантация, фильтрация, гидроциклонирование и центрифугирование. Для интенсификации разделения жидкой и твердой фаз применяют синтетич. флокулянты. Гидрометаллургия часто связана также с применением термич. процессов: сушки, прокаливания осадков, обжига концентратов и др. Все более широкое применение находят совмещенные операции, напр. измельчения и выщелачивания, выщелачивания и ионообменной сорбции.

Гидрометаллургич. операции могут сочетаться также с процессами газовой металлургии, напр. получением хлоридов или фторидов. Так, образовавшиеся при переработке рудных концентратов хлориды Zr и Hf могут растворяться в воде и перерабатываться далее гидрометаллургич. методами. Полученные по обычной гидрометаллургич. технологии соединения W м. б. превращены в WF₆, используемый далее для получения металла.

Один из недостатков гидрометаллургии-относительно большой расход воды на единицу продукции. Напр., на 1 т урановой руды только при получении хим. концентрата образуется 0,3-5,0 т сбросных р-ров. Важное значение в преодолении этого недостатка имеют разработка и внедрение процессов водооборота и в конечном итоге переход на полностью бессточную технол. схему.

Гидрометаллургию применяют для получения цветных (Al, Cu, Ni, Co, Zn и др.), редких (Be, РЗЭ, Ti, Zr, Hf, Nb, Та, Mo, W и др.), прир. радиоактивных (U, Th), искусств, радиоактивных (Np, Pu и др.), благородных (Ag, Au, Pt и платиновые металлы) металлов.

Биогидрометаллургия основана на применении автотрофных бактерий (гл. обр. тионовых) для выщелачивания U, Си и др. металлов из сульфидных минералов или в присут. сульфидных минералов, а также для удаления примесей сульфидных минералов (пирита, арсенопирита и др.) из серебряных и золотых руд или из каменного угля и др. материалов.

===
Исп. литература для статьи «ГИДРОМЕТАЛЛУРГИЯ» : Плакеин И. Н., Юхтанов Д. М., Гидрометаллургия, М., 1949; Хабаши Ф., Основы прикладной металлургии, пер. с англ., т. 2, М., 1975; Зеликман А. Н., Вольдеман Г. М., Белявская Л. В., Теория гидрометаллургических процессов, М., 1983; Гидрометаллургия, пер. с англ., М., 1978; Гидрометаллургия. Автоклавное выщелачивание, сорбция, экстракция, М., 1976; Снурников А. П., Гидрометаллургия цинка, М., 1981. Г. А. Ягодин, В. А. Михайлов.

Читайте также:

  
• Резка металла в волжском
  
• Справочник по раскрою металла
  
• Дюбель гвоздь с металлическим дюбелем
  
• Холодная сварка для металла в воде
  
• Получить металл из основания