EA007160B1

EA007160B1 - Способ экстракции металлов платиновой группы

Info

Publication number: EA007160B1
Application number: EA200401306A
Authority: EA
Inventors: Джон Дерек Леуинс; Алан Бакс
Original assignee: Платтеч Пти Лимитед
Priority date: 2002-04-11
Filing date: 2003-04-11
Publication date: 2006-08-25
Also published as: NZ536104A; WO2003087416A9; ZA200408734B; DE60332614D1; AP2004003162A0; AU2003213877A1; US7282080B2; JP2005522582A; US20050081683A1; ATE468413T1; EP1501952A4; CA2480229C; AU2003213877B2; EP1501952A2; CA2480229A1; CN1650036A; AUPS167402A0; WO2003087416A1; EA200401306A1; AP1794A

Abstract

В изобретении описана возможность экстракции металла платиновой группы (МПГ) из материала-источника тепловой обработкой этого материала-источника с получением остатка, содержащего МПГ, в условиях, в которых цианид способен к выщелачиванию, и последующим цианидным выщелачиванием остатка с использованием раствора, содержащего цианид, с получением насыщенного цианидного раствора от выщелачивания, содержащего МПГ в растворе.

Description

Область техники, к которой относится изобретение

Настоящее изобретение относится к способу экстракции металлов платиновой группы (МИГ) из материала-источника, содержащего МИГ, с использованием тепловой обработки и последующего выщелачивания раствором, содержащим цианид. В настоящем описании аббревиатура МПГ использована для обозначения металлов, выбранных из группы, включающей платину, палладий, родий, рутений, осмий, иридий и их смеси.

Материал-источник может включать обычные металлы, и настоящее изобретение относится также к способу экстракции обычных металлов из материала-источника. В настоящем описании выражение обычный металл использовано для обозначения металлов, выбранных из группы, включающей медь, никель, свинец, олово, цинк, кобальт и их смеси.

Предпосылки создания изобретения

МПГ могут встречаться в виде отдельных минералов или в виде разбавленных твердых растворов, как правило в главных сернистых минералах (например, в пентландите, халькопирите или пирротине). Химия разделения МИГ относится к наиболее сложным из известных технологий, причем по мере повышения в руде содержания сульфида или хромитита обработка усложняется. В минералах, богатых МПГ, часто содержится золото.

Руды МИГ с низким содержанием сульфида, которые включают небольшие количества сульфидов обычных металлов, как правило обрабатывают тонким измельчением и коллективной флотацией с получением относительно низкосортного концентрата МИГ. Используемые флотационные реагенты аналогичны тем, которые как правило применяют в случаях сульфидов меди и никеля. Далее перед плавлением флотационный концентрат сушат с получением штейна никеля-меди-железа-МИГ. Илавление является процессом, проведением которого металл выделяют из его руды в присутствии восстановителя и флюса.

Металлы платиновой группы обладают более значительным сродством к сульфидным расплавам, чем к силикатным расплавам, и, следовательно, выделяются с фазой штейна, а не со шлаком. Штейн конвертируют в расплавленном состоянии продувкой воздуха через штейн с целью окислить штейн и удалить железо и некоторое количество серы. Затем конвертерный штейн гранулируют или ему дают медленно остыть таким образом, чтобы образовывались отдельные кристаллические фазы сульфида никеля, сульфида меди и содержащая металлы платиновой группы магнитная фаза. Далее этот штейн направляют на завод для рафинирования обычных металлов, где обычные металлы, такие как медь, никель и кобальт, удаляют и выделяют магнитным разделением с последующим кислотным выщелачиванием или прямым кислотным выщелачиванием, в результате чего остается высокосортный концентрат МИГ. Затем этот высокосортный концентрат направляют на завод для рафинирования МИГ, на котором в форме металла получают отдельные элементы МИГ. Этот путь дорог и не вполне удовлетворителен для более низкосортных сернистых руд.

Среднесернистые руды, которые содержат экономически рентабельные количества никеля плюс медь (обычные металлы), как правило обрабатывают тонким измельчением и селективной флотацией с получением сернистого концентрата никеля/меди/МИГ. Такой концентрат плавят в печах для обжига во взвешенном состоянии с получением содержащих МИГ штейнов. Эти штейны обрабатывают различными путями с получением в качестве продуктов металлических никеля и меди плюс содержащие МИГ побочные продукты, которые направляют на рафинировочный завод.

Высокосернистые руды, которые содержат экономически рентабельные количества никеля и меди, вначале также как правило обрабатывают тонким измельчением и селективной флотацией с магнитным разделением или без него с получением отдельных сернистых концентратов никеля/меди/МИГ и меди/МИГ. Концентрат никеля/меди/МИГ, который обычно является низкосортным, кальцинируют для удаления некоторого количества серы, а затем плавят в отражательных печах или печах для обжига во взвешенном состоянии, как и в случаях концентратов из среднесернистых руд.

Такие известные в данной области техники способы могут также включать стадию гравитационного обогащения вместо или в сочетании со стадией флотации. Упрощенная блок-схема одной технологической карты современного способа представлена на прилагаемой к настоящему описанию фиг. 1. Извлечение МИГ по гравитационным методам или флотацией в случаях руд с низкой концентрацией сернистого минерала может быть сопряжено с затруднениями технологического порядка.

Обычные способы страдают несколькими недостатками. Иовышение в достаточной степени сортности некоторых руд МИГ, в частности окисленных руд, из существующих процессов флотацией с получением концентрата, который может быть обработан в плавильной печи, невозможно. То же самое часто справедливо для высокохромититных руд. Общий расход энергии в процессе высок, а проведение процесса плавления высокохромититных руд сопряжено с затруднениями технологического порядка, что негативно сказывается на выходе продукта и его стоимости.

Илавильные мощности для производства МИГ сконцентрированы в ограниченном числе стран, в частности в Южной Африке, Канаде, США и России. Существующими плавильными печами как правило владеет небольшое число компаний, которые как правило также осуществляют добычу в рудниках, связанных с плавильными печами. Более того, транспортировка концентратов к существующим пла

- 1 007160 вильным печам дорогостояща, вследствие чего создание объектов, удаленных от существующих плавильных печей, сопряжено с трудностями в осуществлении.

Рафинировочные мощности для МИГ сконцентрированы в меньшей степени, чем плавильные мощности, благодаря наличию многочисленных независимых рафинировочных заводов, работающих в Европе и Азии, в дополнение к тем, которые связаны с работающими рудниками и плавильными печами.

Следовательно, на рынке для общей обработки концентратов МИГ конкурентов меньше, чем на многих других рынках металлов. Объекты меньших размеров не могут оправдать больших капитальных вложений, которые требуются для плавильной печи и рафинировочного завода. Таким образом, существует потребность в усовершенствованном способе повышения сортности транспортируемых концентратов МИГ для получения высокосортного концентрата, который можно было бы транспортировать в обход плавильной печи и направлять непосредственно на рафинировочный завод. Это не только уменьшило бы затраты на получение, но повысило бы конкурентоспособность на рынке.

Один способ, альтернативный традиционной технологии, который был предложен в данной области техники, заключается в селективном выщелачивании МИГ из тонко измельченной руды. В литературе, посвященной данной области техники, не описана приемлемая растворительная система для металлов платиновой группы. В качестве приемлемых лигандов для образования комплексов с металлами платиновой группы уже были предложены бромидный, хлоридный, гидроксидный, цианидный, бисульфидный, тиосульфатный, сульфитный и полисульфидный ионы и аммиак. Однако стабильность и низкая растворимость некоторых из этих комплексов и их реакционная способность в отношении пустой породы в руде обуславливают неприемлемость некоторых из этих лигандов в качестве выщелачивателей для металлов платиновой группы.

Несмотря на то, что МИГ обычно выделяют из руд, существует также значительный рынок извлечения МИГ из отработанных автомобильных и других промышленных катализаторов, а также из компьютерного и электронного скрапа. Таким образом, существует потребность в усовершенствованном способе экстракции МИГ из материалов-источников, отличных от руд.

Необходимо ясно представлять себе, что хотя уже существующие в данной области техники методы имеют отношение к настоящему описанию, такое отношение не дает оснований допустить, что какиелибо из этих методов полностью отражают существующий уровень знаний в данной области техники в Австралии или в любой другой стране.

Во всем тексте настоящего описания, включая формулу изобретения, слова включают, включает и включающий использованы не в исключающем смысле, не считая тех мест, где контекст требует противоположного понимания благодаря языковому выражению или тому, что подразумевается, т.е. в смысле включая.

Краткое изложение сущности изобретения

Настоящее изобретение основано на реализации идеи о том, что для перевода нерастворимых МИГ, содержащихся в материале-источнике, в форму, которая растворима в цианидном растворе, можно использовать тепловую обработку и что при последующем выщелачивании в растворе, содержащем цианид, можно растворять существенное количество подвергнутых тепловой обработке МИГ.

В соответствии с одним объектом настоящего изобретения предлагается способ экстракции по меньшей мере одного МИГ из материала-источника, содержащего один или несколько МИГ, заключающийся в том, что проводят тепловую обработку материала-источника при одновременном перемешивании с получением остатка, содержащего МИГ, в условиях, в которых цианид способен к выщелачиванию; и проводят цианидное выщелачивание остатка с использованием раствора, содержащего цианид, с получением насыщенного цианидного раствора от выщелачивания, содержащего МИГ в растворе.

В соответствии со вторым объектом настоящего изобретения предлагается способ экстракции по меньшей мере одного МИГ из материала-источника, содержащего один или несколько МИГ, заключающийся в том, что проводят тепловую обработку материала-источника при одновременном перемешивании с получением остатка, содержащего МИГ, в условиях, в которых цианид способен к выщелачиванию; и проводят цианидное выщелачивание остатка с использованием раствора, содержащего цианид, с получением насыщенного цианидного раствора от выщелачивания, содержащего МИГ в растворе, характеризующийся тем, что стадию тепловой обработки осуществляют без добавления минеральной кислоты.

В предпочтительном варианте с целью разрушения этого материала и высвобождения из материала МИГ стадию тепловой обработки осуществляют при низкой температуре, например ниже 550°С. Хотя существует возможность осуществления стадии тепловой обработки при высоких температурах, например выше 550°С, в предпочтительном варианте эту тепловую обработку проводят при температуре ниже 550°С, более предпочтительно ниже 500°С. Ири более высоких температурах капитальные и технологические затраты оказываются более высокими. Кроме того, при более высоких температурах, особенно в окислительной атмосфере, больше вероятность того, что поверхность МИГ, по мере того как они высвобождаются из материала-источника, станет пассивированной и, таким образом сделает МИГ менее восприимчивыми к цианидному выщелачиванию. В предпочтительном варианте стадию тепловой обработки

- 2 007160 осуществляют при температуре в интервале от 200 до 550°С, более предпочтительно от 275 до 500°С. Низкотемпературную тепловую обработку можно проводить в окислительной или восстановительной атмосфере при условии, что остаток, полученный в условиях, в которых цианид способен к выщелачиванию, содержит МПГ. Было установлено, что к удовлетворительным результатам обычно приводит низкотемпературная тепловая обработка в окислительной атмосфере. В настоящем описании понятие кальцинирование используют для обозначения стадии тепловой обработки в окислительной атмосфере.

Оптимального извлечения МИГ достигают в экспериментальной работе, когда перед цианидным выщелачиванием содержащие сульфиды минералы, включающие МПГ, кальцинируют при температуре в интервале от 375 до 425°С, и, следовательно, кальцинирование в этом температурном диапазоне является особенно предпочтительным. Однако необходимо отметить, что на конкретно выбираемые условия тепловой обработки обычно оказывает влияние конкретная природа материала-источника.

Хотя стадию тепловой обработки можно осуществлять в окислительной атмосфере или восстановительной атмосфере при высокой температуре, в предпочтительном варианте высокотемпературную тепловую обработку проводят в восстановительной атмосфере при температуре в пределах 550 и 1000°С, так как восстановительная атмосфера, как было установлено, уменьшает проблему пассивации поверхности МПГ при высокой температуре. По другому варианту на стадии тепловой обработки можно использовать сочетание окислительных и восстановительных условий.

В предпочтительном варианте стадию цианидного выщелачивания осуществляют при температуре в интервале комнатной температуры и 160°С. С целью свести к минимальному деструкцию цианида с повышением температуры в предпочтительном варианте эта температура не превышает 80°С. Таким образом, в более предпочтительном варианте стадию цианидного выщелачивания осуществляют при температуре в интервале от комнатной до 80°С. В процессе цианидного выщелачивания при температуре выше 80°С экстрагирование МИГ все еще возможно, но проведение процесса в таких условиях приводит к повышенному расходу цианида и, таким образом, к повышенным технологическим затратам. По другому варианту для повышения скорости растворения металлов и извлечения металлов в общем стадию цианидного выщелачивания можно осуществлять под повышенным давлением при температуре в пределах 80 и 160°С.

Процесс цианидного выщелачивания может занимать до 120 ч или больше, что зависит от типа материала-источника. В предпочтительном варианте стадию цианидного выщелачивания осуществляют в течение от 36 до 48 ч.

Для улучшения кинетики реакции в предпочтительном варианте во время цианидного выщелачивания под давлением инжектируют источник кислорода.

Предлагаемый способ далее может включать стадию повторения стадии цианидного выщелачивания для повышения концентрации МПГ в цианидном растворе от выщелачивания.

Материал-источник может также включать по меньшей мере один обычный металл. Когда материал-источник содержит по меньшей мере один обычный металл, в предпочтительном варианте способ далее включает стадию кислотного выщелачивания перед стадией цианидного выщелачивания с получением насыщенного кислого раствора от выщелачивания, содержащего по меньшей мере один обычный металл в растворе. В предпочтительном варианте стадию кислотного выщелачивания осуществляют при температуре в пределах комнатной и 200°С и под давлением в пределах атмосферного давления и 20 бар. В более предпочтительном варианте стадию кислотного выщелачивания осуществляют при температуре в интервале комнатной температуры и 100°С под атмосферным давлением.

В предпочтительном варианте стадия кислотного выщелачивания представляет собой стадию выщелачивания в кислоте, выбранной из группы, включающей серную кислоту, соляную кислоту, хлорангидрид кислоты и их сочетания. Выбор конкретной кислоты как правило зависит от доступности по месту рудника серной кислоты, являющейся обычным побочным продуктом других металлургических процессов и, таким образом, часто наиболее экономически эффективной доступной кислотой. Кислоту можно добавлять непосредственно в виде кислоты или, в случае соляной кислоты, кислота может быть получена, например, добавлением хлорида натрия и серной кислоты с образованием соляной кислоты.

Необходимо отметить, что в случае материала-источника с низким содержанием обычных металлов стадия кислотного выщелачивания может не потребоваться. В случае материалов-источников, содержащих обычные металлы в высоких концентрациях, стадия кислотного выщелачивания улучшает извлечение обычных металлов и уменьшает потребление цианида.

Извлечение обычных металлов из насыщенного кислого раствора от выщелачивания может быть достигнуто с использованием любого числа обычных процессов, таких как экстракция растворителем, ионообмен, электрохимическое извлечение, восстановление, осаждение и любое их сочетание. В предпочтительном варианте способ далее включает стадию выделения по меньшей мере одного обычного металла из насыщенного кислого раствора от выщелачивания экстракцией растворителем с последующим электрохимическим извлечением. Альтернативный предпочтительный технический прием состоит в выделении по меньшей мере одного обычного металла из насыщенного кислого раствора от выщелачивания осаждением.

В предпочтительном варианте стадию кислотного выщелачивания осуществляют при рН в интерва

- 3 007160 ле от 0,7 до 4,0. В более предпочтительном варианте стадию кислотного выщелачивания осуществляют при рН в интервале от 1 до 3. Тем не менее в еще более предпочтительном варианте стадию кислотного выщелачивания осуществляют при рН в интервале от 1 до 1,5.

В предпочтительном варианте упомянутую стадию цианидного выщелачивания осуществляют при щелочном значении рН с использованием раствора, содержащего цианид. В более предпочтительном варианте стадию цианидного выщелачивания осуществляют при рН в интервале от 9 до 12, наиболее предпочтительно от 9 до 10. Было установлено, что поддержание рН в предпочтительном интервале от 9 до 10 увеличивает извлечение МИГ, особенно платины.

В предпочтительном варианте концентрация цианида в растворе, содержащем цианид, составляет ниже 5%, более предпочтительно ниже 2%, а еще более предпочтительно ниже 1%. Как правило концентрация цианида находится в интервале от 0,05 до 0,5%. В наиболее предпочтительном варианте концентрация цианида в цианидном растворе находится в интервале от 0,1 до 0,25%. В предпочтительном варианте раствор, содержащий цианид, включает цианид натрия.

Раствор, содержащий цианид, далее может включать известь, каустическую соду, пероксид, кислород, нитрат свинца или их сочетания.

В предпочтительном варианте способ далее включает стадию дробления и/или измельчения материала-источника перед стадией тепловой обработки. Когда материал-источник представляет собой руду, дробление и/или измельчение можно использовать для содействия высвобождению МИГ из пустой породы. Ионятие пустая порода использовано в настоящем описании для обозначения нежелательного вещества, которое в минерале находится как правило в виде одного или нескольких кремнийсодержащих компонентов. Для того чтобы как улучшить извлечение, так и уменьшить технологические затраты, перед тепловой обработкой пустую породу целесообразно удалить с целью уменьшить количество материала, которое должно быть подвергнуто тепловой обработке и в дальнейшем подвергнуто операции (операциям) выщелачивания.

В предпочтительном варианте стадия дробления и/или измельчения включает дробление и/или измельчение материала-источника до Р80 в интервале от 10 до 150 мкм. Аббревиатура Р80 в настоящем описании использована для обозначения 80% материала, помещенного в сито с указанным размером ячеек, проходящего через это сито. В более предпочтительном варианте стадия дробления и/или измельчения включает дробление и/или измельчение до Р80 в интервале от 30 до 80 мкм. Тем не менее в еще более предпочтительном варианте стадия дробления и/или измельчения включает дробление и/или измельчение до Р80 в интервале от 30 до 50 мкм.

Когда материал-источник содержит пустую породу, в предпочтительном варианте способ далее включает стадию удаления из материала-источника по меньшей мере части пустой породы перед стадией тепловой обработки. В предпочтительном варианте стадия удаления по меньшей мере части пустой породы представляет собой стадию флотации, на которой получают флотационный концентрат, характеризующийся концентрацией МИГ и/или обычных металлов, которая выше, чем концентрация перед флотацией.

Стадию флотации осуществляют в условиях, ведущих к отделению минералов МИГ от пустой породы. Для содействия процессу флотации можно добавлять реагенты, такие как Иа8Н, сульфат меди, 8ΙΒΧ, 8ΝΡΧ, аэропромоторы, силикат натрия и пенообразователи. Выбор специальных реагентов, таких как коллекторы и подавители, а также других переменных параметров, таких как выбираемое для флотации значение рН, зависит от типа и сорта руды и типа пустой породы, находящейся в руде.

Совершенно очевидно, что можно применять любое число флотационных камер, размещенных последовательно или параллельно, что справедливо и в отношении любых других приемлемых установок или методов отделения руды от пустой породы, например гравитационного обогащения с применением отсадки, качающихся концентрационных столов, концентрационных аппаратов Кнелсона или Фалкона, магнитной сепарации, оптической сортировки или электростатического осаждения.

Флотационный концентрат может быть подвергнут дополнительному измельчению или размолу с последующими дополнительными стадиями флотации и повторного измельчения. В предпочтительном варианте стадию дробления и/или измельчения материала-источника осуществляют перед стадией удаления по меньшей мере части пустой породы.

В предпочтительном варианте способ далее включает стадию измельчения флотационного концентрата перед стадией тепловой обработки. В предпочтительном варианте способ далее включает стадию повторения стадий удаления и измельчения с целью еще больше повысить концентрацию МИГ и/или обычных металлов во флотационном концентрате перед стадией тепловой обработки.

В предпочтительном варианте стадию тепловой обработки осуществляют в печи с псевдоожиженным слоем или вращающейся обжиговой печи. Каждая из этих установок содействует перемешиванию материала-источника во время тепловой обработки. Хотя в предпочтительном варианте стадию тепловой обработки осуществляют в печи с псевдоожиженным слоем или вращающейся обжиговой печи, следует иметь в виду, что можно применять установки для тепловой обработки других типов в зависимости от доступности и при условии возможности проводить в установке тепловую обработку материалаисточника с получением остатка, содержащего МИГ в таком состоянии, в котором цианид способен к

- 4 007160 выщелачиванию.

Стадия тепловой обработки как правило включает удерживание материала-источника во вращающейся обжиговой печи в выбранных условиях тепловой обработки в течение по меньшей мере одного часа. Предпочтительный период удерживания во время стадии тепловой обработки обычно зависит от ряда переменных параметров, включающих размер и тип установки для тепловой обработки, размер и тип частиц материала-источника и выбранные условия тепловой обработки.

В предпочтительном варианте способ далее включает выделение МИГ из насыщенного цианидного раствора от выщелачивания. Кроме того, этот способ может включать стадию удаления твердых частиц из насыщенного цианидного раствора от выщелачивания с получением фильтрата от цианидного выщелачивания. Можно использовать любое приемлемое средство разделения твердого вещества/жидкости, включая фильтрование, противоточную декантацию, циклонное разделение и их сочетание.

Предлагаемый способ может также включать стадию извлечения МПГ и/или обычных металлов из фильтрата от цианидного выщелачивания. Стадия извлечения может включать адсорбцию активированным углем, экстракцию растворителем, применение ионообменных смол, технологию идентификации молекул, электрохимическое извлечение, восстановление, осаждение или их сочетание.

В предпочтительном варианте способ далее включает стадию выделения из фильтрата от цианидного выщелачивания одного или нескольких обычных металлов. В предпочтительном варианте стадия выделения обычных металлов представляет собой стадию экстракции растворителем.

В предпочтительном варианте способ далее включает стадию выделения цианида из насыщенного цианидного раствора от выщелачивания для повторного использования в этом способе. Цианид может быть выделен и возвращен в процесс с использованием обычных методов, таких как подкисление/возгонка/ извлечение (ПВИ), абсорбция смолой из либо суспензии, либо раствора и экстракция растворителем. При применении ПВИ суспензию или раствор подкисляют и образующийся газообразный цианид водорода удаляют возгонкой в токе воздуха. Далее газообразный цианид водорода абсорбируют щелочным раствором и возвращают в контур цианидного выщелачивания. По другому варианту цианид может быть выделен сульфидным осаждением во время стадии подкисления. Осажденные металлы выделяют из раствора разделением твердого вещества/жидкости и затем газообразный цианид водорода возгоняют из раствора и абсорбируют щелочным раствором.

Концентрация МИГ в материале-источнике как правило находится в интервале от 1 до 1000 г/т, а концентрация МИГ во флотационном концентрате находится в интервале от 5 до 1000 г/т.

Предпочтительный материал-источник представляет собой руду МПГ, сернистый минерал, флотационный концентрат или отработанный катализатор.

Краткое описание чертежей

Для того чтобы лучше понять природу изобретения предпочтительный вариант способа извлечения металлов платиновой группы далее подробно описан в качестве только примера со ссылкой на прилагаемые чертежи, где на фиг. 1 представлена технологическая блок-схема, демонстрирующая известный способ выделения металлов платиновой группы;

на фиг. 2 представлена технологическая блок-схема предпочтительного варианта способа в соответствии с настоящим изобретением;

на фиг. 3 графически проиллюстрировано влияние температуры кальцинирования на извлечение Ρΐ+Ρά+Ли из флотационного концентрата первичной руды примера 1;

на фиг. 4 графически проиллюстрирована процентная степень извлечения Ρΐ, Рй и Аи с течением времени для флотационного концентрата первичной руды, кальцинированного при 400°С, без доизмельчения перед цианидным выщелачиванием в примере 2;

на фиг. 5 графически проиллюстрирована процентная степень извлечения Р1, Рй и Аи с течением времени для флотационного концентрата первичной руды, кальцинированного при 400°С, с доизмельчением с получением Р80 33,5 мкм в примере 2;

на фиг. 6 графически проиллюстрировано извлечение как функция времени с доизмельчением с получением Р80 12,8 мкм в примере 2;

на фиг. 7 графически проиллюстрировано влияние температуры кальцинирования на извлечение Ρΐ, Рй и Аи и средневзвешенное значение в примере 3;

на фиг. 8 графически проиллюстрирована процентная степень извлечения Ρΐ, Ρй и Аи с течением времени для образца, кальцинированного при 400°С, в примере 3;

на фиг. 9 графически проиллюстрирована процентная степень извлечения Ρΐ, Ρй и Аи с течением времени для всего образца руды, подвергнутого выщелачиванию при 375 и 400°С;

на фиг. 10 графически проиллюстрирована типичная технологическая блок-схема для второго предпочтительного варианта выполнения настоящего изобретения;

на фиг. 11 графически проиллюстрировано влияние варьирования температуры на извлечение МПГ;

на фиг. 12 графически проиллюстрировано влияние концентрации цианида на извлечение МПГ;

на фиг. 13 графически проиллюстрировано влияние варьирования рН с использованием извести на

- 5 007160 извлечение МИГ;

на фиг. 14 графически проиллюстрировано влияние варьирования рН с использованием ΝαΟΗ на экстракцию МИГ выщелачиванием;

на фиг. 15 графически проиллюстрировано влияние варьирования содержания растворенного в суспензии кислорода на извлечение МИГ;

на фиг. 16 графически проиллюстрировано влияние варьирования добавляемого количества (Ρ6(ΝΘ₃)₂) на извлечение МИГ, а на фиг. 17 графически проиллюстрировано влияние концентрации суспензии на извлечение МИГ. Подробное описание предпочтительных вариантов

В следующих иллюстративных примерах обрабатываемый материал представляет собой сернистую руду. Типичная технологическая блок-схема обработки такой руды проиллюстрирована на фиг. 2. На фиг. 2 представлена типичная технологическая блок-схема обработки руды в соответствии с первым вариантом выполнения настоящего изобретения. Эту руду подвергают дроблению и измельчению с последующей флотацией для отделения богатого МИГ и обычными металлами концентрата от пустой породы, которую называют хвостами. Этот концентрат может быть повторно измельчен и измельченный продукт направлен в подходящую печь для тепловой обработки, такую как с псевдоожиженным слоем, для кальцинирования в температурном интервале от 275 до 550°С. Отходящий газ, который может быть богатым диоксидом серы, образующийся во время процесса кальцинирования, как правило очищают. Остаток после кальцинирования может быть направлен на стадию кислотного выщелачивания, если исходная руда достаточно богата обычными металлами для обоснованности стадии кислотного выщелачивания.

Иосле кислотного выщелачивания для удаления кислого раствора от выщелачивания, богатого обычными металлами, проводят процесс разделения твердого вещества/жидкости. Далее обычные металлы могут быть выделены осуществлением любого из существующих известных методов. В дальнейшем твердые частицы, выделенные во время стадии разделения твердого вещества/жидкости, подвергают цианидному выщелачиванию в температурном интервале между комнатной температурой и 160°С. Иосле цианидного выщелачивания вновь осуществляют стадию разделения твердого вещества/жидкости, причем остаток направляют к хвостам, а фильтрованный насыщенный цианидный раствор от выщелачивания дополнительно обрабатывают для удаления обычных металлов и/или МИГ. Иосле процесса извлечения концентрат МИГ доступен для транспортировки к конечному потребителю.

Что касается фиг. 10, то концентрат МИГ или руду, содержащую МИГ, подвергают кальцинированию, а газ, отходящий из процесса кальцинирования, может быть обработан осуществлением любого известного метода с последующим сбросом в атмосферу. Иосле кальцинирования остаток повторно суспендируют и повторно измельчают, а затем подвергают цианидному выщелачиванию. Иосле выщелачивания осуществляют стадию разделения твердого вещества/жидкости для выделения твердых частиц, которые затем повторно суспендируют и направляют в приспособление для хранения остатка.

Для разъяснения сущности настоящего изобретения далее приведены иллюстративные примеры на основе экспериментальной работы, которые не следует рассматривать как ограничивающие каким-либо образом предлагаемый по изобретению способ. Эта экспериментальная работа представлена ниже в виде серии испытаний, которые проведены либо на окисленной руде, т. е. руде, которая залегает ближе к поверхности и может быть окисленной, либо на первичной руде, которая залегает под поверхностной рудой, номинально на глубине меньше 60 м, равно как и на всей руде. В ходе проведения всей экспериментальной работы цианидный раствор для выщелачивания представляет собой сочетание цианида натрия, извести, серной кислоты и нитрата свинца с концентрацией в каждом примере, определяемой процентным содержанием цианида натрия в цианидном растворе для выщелачивания.

Иример 1. Кальцинирование/выщелачивание флотационного концентрата первичной руды.

В первой серии испытаний флотационный концентрат первичной руды с номинальным размером исходных частиц Р80 53 мкм кальцинировали при ряде температур, а именно: 330, 400, 450 и 500°С, в течение двух часов. Далее кальцинированную руду подвергали цианидному выщелачиванию при 60°С в течение 48 ч при рН 9,5. Остаток после цианидного выщелачивания повторно измельчали до Р80 24 мкм и подвергали второму цианидному выщелачиванию в таких же условиях. На фиг. 3 показано влияние температуры кальцинирования на извлечение, выраженное в виде средневзвешенного значения для Р1 плюс Рб плюс Аи. Как можно ясно видеть из фиг. 3, наилучших результатов после 48 ч добивались в случае кальцинирования при 400°С с извлечением Р1 72,7%, извлечением Рб 91,8% и извлечением Аи 99%.

Общее извлечение Р1, Рб, Аи, N1, Со и Си продемонстрировано ниже в табл. 1.

- 6 007160

Таблица 1

Элемент	330°С	400°С	450°С	500°С
Р1	39,0	72,7	60,9	14,0
Рб	89,5	91,8	92,1	82,2
Аи	75,3	99,0	99,5	98,8
Νί	54,9	43,8	37,2	36,0
Си	29,7	66,1	45,6	51,3
Со	20,4	20,5	12,3	12,0

Пример 2. Флотационный концентрат первичной руды с размером частиц Р80 53 мкм кальцинировали при температуре 400°С в течение двух часов и оценивали влияние последующего до измельчения перед цианидным выщелачиванием. Испытания проводили без доизмельчения, с доизмельчением до размера частиц Р80 33,5 мкм, а третье испытание - с доизмельчением до размера частиц Р80 12,8 мкм. Последующее цианидное выщелачивание проводили при 60°С в течение до 48 ч при рН 9,5; результаты представлены ниже в табл. 2. На фиг. 4 проиллюстрирована процентная экстракция металлов Аи, Ρΐ и Ρ6 как функция времени без доизмельчения. На фиг. 5 проиллюстрирована процентная экстракция металлов Аи, Ρΐ и Ρ6 как функция времени с доизмельчением до Р80 33,5 мкм. На фиг. 6 проиллюстрирована процентная экстракция металлов Аи, Ρΐ и Рб как функция времени с доизмельчением до Р80 12,8 мкм.

Таблица 2

Элемент	Без доизмельчения	Доизмельчение до Р80 33,5 мкм	Доизмельчение до Р80 12,8 мкм
Р1	64,1	84,3	81,4
Рб	86,6	92,9	95,3
Аи	97,3	99,2	99,4
Νΐ	47,5	50,6	64,9
Си	77,0	79,9	81,4
Со	22,8	32,8	49,7

Эти цифры демонстрируют, что извлечение может быть улучшено более тонким измельчением перед цианидным выщелачиванием.

Пример 3. Кальцинирование/выщелачивание флотационного концентрата окисленной руды.

Испытания проводили на флотационном концентрате окисленной руды, подвергнутом кальцинированию при ряде температур, с последующим цианидным выщелачиванием. Окисленная руда состояла из частиц размером Р80 53 мкм. Кальцинирование проводили при 350, 400 и 450°С в течение двух часов с последующим доизмельчением до частиц размером Р80 20 мкм. В дальнейшем образцы подвергали цианидному выщелачиванию при 60°С в течение 48 ч и при рН 9,5; данные по извлечению представлены в таблице 3 и на фиг. 7.

Таблица 3

Элемент	350°С	400°С	450°С
Р1	45,4	64,4	46,2
Рб	85,1	83,5	71,4
Аи	98,0	99,4	99,3
Νΐ	10,5	20,1	10,5
Си	54,8	52,2	54,8
Со	10,9	15,5	10,9

На фиг. 8 представлена процентная степень извлечения Аи, Ρΐ, Рб и средневзвешенное значение для Ρΐ + Ρ6 + Аи как функция времени для кальцинирования при температуре 400°С.

Пример 4. Кислотное выщелачивание кальцинированного флотационного концентрата окисленной руды.

Испытания проводили для оценки влияния последующего кислотного выщелачивания после кальцинирования при 400°С. Флотационный концентрат окисленной руды с размером частиц Р80 53 мкм подвергали кальцинированию при 400°С в течение двух часов. Проводили доизмельчение образца, который не подвергали последующему кислотному выщелачиванию, до получения частиц размера Р80 20 мкм, но доизмельчение образца, который должен был быть подвергнут кислотному выщелачиванию, не проводили. Кислотное выщелачивание проводили при рН 1,5 серной кислотой при комнатной температуре в течение восьми минут. В дальнейшем оба образца подвергали цианидному выщелачиванию при 60°С в течение 48 ч при рН 9,5. Результаты представлены ниже в табл. 4.

- 7 007160

Таблица 4

Элемент	Кальцинирование при 400°С плюс доизмельчение до размера частиц Р80 20 мкм	Кальцинирование при 400°С без доизмельчения и кислотного выщелачивания
Р1	54,3	47,2
Ρά	85,0	87,4
Ли	99,3	98,9
Νί	15,0	18,2
Элемент	Кальцинирование при 400°С плюс доизмельчение до размера частиц Р80 20 мкм	Кальцинирование при 400°С без доизмельчения и кислотного выщелачивания
Си	43,3	64,4
Со	11,4	44,4

Влияние кислотного выщелачивания состоит в повышении извлечения обычных металлов N1, Со и Си без чрезмерного влияния на извлечение Ρΐ и Аи. Неожиданностью явилось то, что извлечение Ρά вследствие последующего кислотного выщелачивания повышалось.

Пример 5. Испытания с кальцинированием/выщелачиванием окисленной руды для всей руды.

Для оценки влияния температуры кальцинирования, которую варьировали в пределах 375 и 400°С, испытания проводили на окисленной руде с размерами исходных частиц Р80 38 мкм. Кальцинирование проводили в течение двух часов без последующего доизмельчения или кислотного выщелачивания. Последующее цианидное выщелачивание проводили при 60°С в течение 48 ч при рН 9,5, результаты представлены в следующей табл. 5.

Таблица5

Элемент	375°С	400°С
Р1	8,2	4,9
Ρά	73,6	99,5
Аи	98,5	66,4
Νί	31,6	7,1
Си	35,5	35,0
Со	2,3	2,5

На фиг. 9 представлена процентная степень извлечения как функция времени по результатам, приведенным выше в таблице 5.

Пример 6. Влияние температуры выщелачивания.

Результаты испытаний, проведенных для оценки влияния варьирования температуры цианидного выщелачивания, представлены ниже в табл. 6 и в графическом виде на фиг. 11.

Эти результаты показывают, что извлечение МПГ повышалось до температуры цианидного выщелачивания 60°С, после чего почти не изменялось и слегка снижалось при приближении к 75°С. В диапазоне температур испытаний извлечение обычных металлов слегка варьировалось, но при более высокой температуре наблюдалась тенденция к понижению. Таким образом температуру 60°С выбирают как предпочтительную температуру выщелачивания.

Таблица 6

Условия выщелачивания	Экстракция, %
Темп, выщелачивания, °С	Время выщелачивани я, ч	Р1	ра	Аи	МПГ	Си	Νί	Со
50	48	48,8	84,0	96,3	70,4	62,4	21,5	12,4
60	48	81,1	89,0	94,4	86,1	59,2	23,2	17,0
75	48	81,1	88,1	95,8	85,7	57,8	22,1	18,1

Пример 7. Концентрация при цианидном выщелачивании.

Проводили серию испытаний с выщелачиванием на измельченном кальцинированном материале при рН 9,5, 60°С и содержании растворенного кислорода +13 ч./млн в течение 48 ч при ряде концентраций цианидного раствора.

Результаты представлены в табл. 7 и проиллюстрированы на фиг. 12

- 8 007160

Таблица 7

Условия выщелачивания	Экстракция при выщелачивании, %
Раствор ИаСЫ	Время выщелачивания, ч	Р1	Ρά	Аи	МПГ	Си	Νί	Со
0,2%-ный	48	81,1	89,0	94,4	86,1	59,2	23,2	17,0
0,05%-ный	48	64,4	76,5	84,4	72,2	6,5	2,6	2,8
0,1%-ный	48	77,2	86,9	92,6	83,3	20,7	10,4	7,3
0,4%-ный	48	79,0	90,3	94,8	86,3	67,3	32,4	24,0

Из данных табл. 7 и фиг. 12 очевидно, что 0,2%-ная концентрация ΝαΓΝ обеспечивала наибольшее извлечение Р1, а извлечение Ρά и Аи повышалось лишь в минимальной степени при 0,4% ΝαΓΝ. Таким образом, 0,2%-ную концентрацию ΝαΓΝ выбирали в качестве оптимальной. Извлечение обычных металлов при максимальной испытанной концентрации цианида было слегка более высоким. Дополнительные расходы на цианид при 0,4%-ной концентрации ΝαΓΝ небольшим дополнительным извлечением не оп равдывались.

Пример 8. Значение рН суспензии с известью.

С использованием извести в качестве модификатора рН оценивали влияние значения рН на извлечение металлов. В качестве базиса для оценки пользовались средним значением рН, зафиксированным в ходе проведения испытаний. Результаты представлены в табл. 8 и в графическом виде на фиг. 13.

Таблица 8

Условия выщелачивания	Экстракция при выщелачивании, %
Значение рН	Время выщела чивания, ч	Р1	Ρά	Аи	МПГ	Си	Νΐ	Со
9,1	48	81,1	89,0	94,4	86,1	59,2	23,2	17,0
9,5	48	78,8	88,2	96,2	84,9	58,6	22,4	12,7
9,8	48	76,8	86,6	75,0	81,1	55,4	20,7	12,6

Результаты, полученные в испытанном диапазоне значений рН, показывают, что для извлечения Р1 и Ρά оптимальным являлось значение рН 9,1, а для извлечения Аи - рН 9,5, а при рН 9,2 оно оказывалось лишь крайне низким. Извлечение обычных металлов было самым большим при самых низких из испытанных значений рН.

Пример 9. Значение рН суспензии с №ОИ.

С использованием каустической соды в качестве модификатора рН оценивали влияние значения рН на извлечение металлов. Среднее значение рН, зафиксированное в ходе проведения испытаний, использовали для сравнения. Результаты представлены в табл. 9 и в графическом виде на фиг. 14.

Таблица 9

Условия выщелачивания	Экстракция при выщелачивании, %
Модификатор рН	рН	Время выщелачивания, ч	Р1	Ρά	Аи	МПГ	Си	Νΐ	Со
Известь	9,1	48	81,1	89,0	94,4	86,1	59,2	23,2	17,0
5,6 кг/т ΝηΟΗ	9,6	48	66,8	90,0	96,1	80,6	58,3	22,9	15,0
8,2 кг/т ИаОН	10,5	48	73,0	90,7	88,7	83,1	53,7	20,6	14,8
10,8 кг/т ΝαΟΗ	10,8	48	70,7	90,5	90,1	82,0	52,9	19,9	15,7

Результаты, полученные в испытанном диапазоне значений рН, показывают, что извлечение Р1 являлось оптимальным при 10,5, Аи - при рН 9,6, а Ρά - при 10,5. Однако наилучший результат извлечения Р1 при использовании каустической соды оказывался на 8% ниже, чем достигнутый с использованием извести. Наилучшие показатели извлечения Ρά и Аи, которых добивались при использовании каустической соды, составляли 90,7 и 96,1%, а достигнутые в случаях с известью были равными 89,0% и 96,2%. Известь обеспечивала более высокое извлечение обычных металлов, чем каустическая сода.

Таким образом, известь определяли как предпочтительный модификатор рН.

Пример 10. Концентрация кислорода, растворенного в суспензии для выщелачивания.

Концентрацию кислорода, растворенного (РК) в суспензии для выщелачивания, варьировали регу лированием скорости подачи кислорода или воздуха в пространство над жидкостью в герметично закрытой емкости для выщелачивания. Влияние варьирования концентрации РК на извлечение металлов проиллюстрировано в табл. 10, а результаты в графическом виде представлены на фиг. 15.

- 9 007160

Таблица 10. Влияние варьирования содержания РК в суспензии на экстракцию выщелачиванием РЕ

Условия выщелачивания	Экстракция при выщелачивании, %
Насыщение кислородом	РКв среднем в част./млн	Время выще лачивания (ч)	Ρΐ	Рб	Аи	МПГ	Си	Νΐ	Со
Стандартное	13,4	48	81,1	89,0	94,4	86,1	59,2	23,2	17,0
РК 5 част./млн	5,9	48	81,4	88,5	81,8	84,8	58,1	23,4	15,5
РК 10 част./млн	9,9	48	77,5	86,9	93,8	83,4	56,3	21,9	15,6
Атмосфер.возду X	2,8	48	75,4	88,3	90,8	83,1	57,2	22,4	12,6

Результаты показывают, что извлечение Р! было оптимальным и стабильным во всем интервале концентраций РК от 6 до 13 ч./млн, а извлечение Рб и Аи было оптимальным в интервале концентраций от 10 до 13 ч./млн. Аналогичным образом извлечение обычных металлов было оптимальным в интервале концентраций РК от 6 до 13 ч./млн.

Как оптимальную в общем выбирали концентрацию РК 10 ч./млн.

Пример 11. Применение нитрата свинца.

Влияние нитрата свинца на извлечение металлов проиллюстрировано в табл. 11, а результаты в графическом виде представлены на фиг. 16.

Таблица 11

Условия выщелачивания	Экстракция, %
Примечания	РКв среднем в част./млн	Время выще лачивания (ч)	Ρΐ	ра	Аи	МПГ	Си	Νΐ	Со
50 г/т Ρ6(ΝΟ₃)₂	13,4	48	81,1	89,0	94,4	86,1	59,2	23,2	17,0
0 г/т РЬ(ЛО₃)₂	15,8	48	76,7	88,6	95,5	84,1	58,8	23,0	14,1
50 г/т Ρ6(ΝΟ₃)₂	16,6	48	80,1	86,6	95,9	84,6	59,3	23,4	15,4
100 г/т РЬ(ПО₃)₂	14,6	48	77,8	88,1	95,8	84,3	59,2	23,2	13,7
200 г/т РЬ(КО₃)₂	15,4	48	75,6	85,8	96,6	82,2	61,7	23,9	15,6

Результаты показывают, что извлечение Р! и Рб достигало пиковых значений в диапазоне концентраций добавленного нитрата свинца от 0 до 50 г/т, а извлечение Аи повышалось при его добавлении в более высоких концентрациях. Общее извлечение МПГ при добавлении нитрата свинца в концентрациях от 0 до 100 г/т находилось в пределах 0,5%, а при добавлении в более высоких концентрациях понижалось. При добавлении нитрата свинца в разных концентрациях никаких конкретных тенденций в извлечении обычных металлов не отмечали. Принимая во внимание указанный минимальный прирост извле чения при применении нитрата свинца, технологические затраты на этот реагент в этом примере не оправдывались.

Пример 12. Испытания с кислотным выщелачиванием.

Испытания с кислотным выщелачиванием проводили на концентратах после кальцинирования во вращающейся обжиговой печи М1бгех при 400^ОС. Эти испытания проводили с целью установить, какое влияние кальцинирование оказывает на извлечение обычных металлов после выщелачивания серной кислотой. Результаты, приведенные в табл. 12, демонстрируют довольно низкое извлечение обычных металлов, особенно никеля.

Таблица 12

12 Исходный материал	Условия кальцинирования	Условия выщелачивания	Экстракция выщелачиванием, %
Измельчение Р80	Флотационный концентрат №	Темп, кальцинирования, °С	Печь	Время кальцинирования, ч	Темп, выщелачивания, °С	рН раствора	Время выщелачива НИЯ, ч	Си	N1	Со
-	Концентрат 1	400	Вращающаяся	2	25	1,5	8	57,1	12,1	43,1
38 мкм	Концентрат 2	400	Вращающаяся	2	60	1,6	4	61,5	25,2	63,8

- 10 007160

Пример 13. Кислотное выщелачивание.

Для оценки возможности извлечения обычных металлов перед кальцинированием и влияния кислотного выщелачивания на последующие кальцинирование и выщелачивание и извлечение МПГ проводили серию испытаний на концентратах по выщелачиванию кислотой (Н₂8О₄ и НС1).

Эти испытания проводили с выщелачиванием Н₂8О₄ при рН 1,5, а хвосты сушили и направляли на испытания с кальцинированием/цианидным выщелачиванием. В том, что касалось меди, никеля и кобальта, то извлечение обычных металлов в общем было плохим, т.е. извлечение находилось в интервалах соответственно от 32 до 44%, от 9 до 13% и 13%. Результаты представлены в табл. 13.

Во время испытаний исследовали также выщелачивание соляной кислотой с последующим кальцинированием в присутствии хлорида натрия. Экстракция обычных металлов при кислотном выщелачивании оказывалась очень низкой, причем извлечение меди, никеля и кобальта во всех случаях составляло меньше 10%. Результаты также представлены в табл. 13.

Проводили также испытания для оценки выщелачивания серной кислотой продуктов кальцинирования, полученных во вращающейся обжиговой печи М1йгех при времени кальцинирования 2 ч. Экстракция обычных металлов оказывалась неудовлетворительной, причем наибольшее извлечение для меди и кобальта составляло соответственно 61,5 и 63,8%. Результаты этих испытаний также представлены в табл. 13.

Таблица 13

Пример 14. Концентрация суспензии для выщелачивания.

С использованием стандартных условий при разных концентрациях суспензии проводили серию испытаний с выщелачиванием. Результаты представлены в табл. 14 и в графическом виде на фиг. 17.

Таблица 14. Влияние концентрации суспензии на экстракцию МПГ выщелачиванием

Концентрация суспензии	Условия выщелачивания	Экстракция при выщелачивании, %
рН	Время выщелачивания, ч	Р1	Ρά	Аи	МПГ	Си	Νί	Со
45 мас.%	9,1	48	81,1	89,0	94,4	86,1	59,2	23,2	17,0
40 мас.%	9,2	48	80,7	91,3	97,6	87,2	63,3	24,5	16,6
50 мас.%	9,1	48	79,5	88,0	94,0	85,0	45,5	18,6	12,8

Результаты демонстрируют оптимальное извлечение Ρΐ при 45%-ном содержании сухого вещества и очень небольшое понижение извлечения Ρά и Аи с повышением концентрации. Извлечение обычных металлов, в частности Си, в общем оказывалось наилучшим при самой низкой концентрации суспензии. Если учитывать влияние концентрации суспензии на затраты на емкость для выщелачивания, затраты на цианид и выгоды для последующих процессов, начиная с более высококонцентрированных растворов, то предпочтительная для использования концентрация суспензии должна составлять 50% сухого вещества.

После того как предпочтительные варианты способа экстракции МПГ в соответствии с настоящим изобретением описаны подробно, совершенно очевидно, что он обладает рядом значительных преиму ществ, включая следующие:

а) возможность обработки окисленных руд, которые ранее не могли быть обработаны по традици онным методам;

б) возможность обработки высокохромититных руд, которые ранее не могли быть обработаны по

- 11 007160 традиционным методам;

в) получение концентрата МИГ, который можно продавать непосредственно рафинировочному заводу, что обеспечивает возможность экономии затрат на транспортировку, повышения дохода от металла, расширения рынка для продукции, возможность установления более конкурентоспособной цены, сокращения времени между перевозкой концентрата и получением платежа, сокращения энергетических затрат и снижения общих производственных затрат;

г) возможность проведения процессов без необходимости сооружения плавильной печи или вовлечения в значительные затраты, связанные с перевозкой концентратов.

Для специалистов в металлургической технологии очевидны многочисленные варианты и модификации, в дополнение к тем, которые уже описаны, не выходящие за пределы основных идей изобретения. Так, например, для повышения извлечения МИГ и/или обычных металлов можно осуществлять множество стадий цианидного выщелачивания. Все такие варианты и модификации следует рассматривать как охватываемые объемом настоящего изобретения, природу которого следует определять, руководствуясь вышеприведенным описанием и прилагаемой формулой изобретения.

Claims

1. Способ экстракции по меньшей мере одного металла платиновой группы (МИГ) из материалаисточника, содержащего один или несколько МИГ, заключающийся в том, что проводят тепловую обработку материала-источника при одновременном перемешивании с получением остатка, содержащего МИГ, в условиях, в которых цианид способен к выщелачиванию, причем стадию тепловой обработки осуществляют в окислительной атмосфере при температуре в интервале от 200 до 550°С или в восстановительной атмосфере при температуре в пределах от 550 до 1000°С, и проводят цианидное выщелачивание остатка с использованием раствора, содержащего цианид, с получением насыщенного цианидного раствора от выщелачивания, содержащего МИГ в растворе.

2. Способ по п.1, дополнительно включающий стадию повторения стадии цианидного выщелачивания для повышения концентрации МИГ в цианидном растворе от выщелачивания.

3. Способ по п.1 или 2, в котором стадию тепловой обработки осуществляют в окислительной атмосфере при температуре в интервале от 275 до 500°С.

4. Способ по п.3, в котором стадию тепловой обработки осуществляют в окислительной атмосфере при температуре в интервале от 375 до 425°С.

5. Способ по одному из предыдущих пунктов, в котором стадию цианидного выщелачивания осуществляют при температуре в пределах комнатной температуры и 160°С.

6. Способ по п.5, в котором стадию цианидного выщелачивания осуществляют при температуре в пределах комнатной температуры и 80°С под атмосферным давлением.

7. Способ по п.5, в котором стадию цианидного выщелачивания осуществляют при температуре в пределах 80 и 160°С под давлением до 20 бар.

8. Способ по одному из предыдущих пунктов, в котором стадию цианидного выщелачивания осуществляют в течение до 120 ч.

9. Способ по одному из предыдущих пунктов, дополнительно включающий стадию инжекции источника кислорода во время стадии цианидного выщелачивания.

10. Способ по одному из предыдущих пунктов, в котором материал-источник также содержит по меньшей мере один обычный металл, и способ дополнительно включает стадию кислотного выщелачивания перед стадией цианидного выщелачивания с получением насыщенного кислого раствора от выщелачивания, содержащего по меньшей мере один обычный металл в растворе.

11. Способ по п.10, в котором стадию кислотного выщелачивания осуществляют при температуре в пределах комнатной и 200°С и под давлением в пределах атмосферного давления и 20 бар.

12. Способ по п.11, в котором стадию кислотного выщелачивания осуществляют при температуре в пределах комнатной температуры и 100°С под атмосферным давлением.

13. Способ по одному из пп.10-12, дополнительно включающий стадию выделения обычного металла из насыщенного кислого раствора от выщелачивания.

14. Способ по одному из предыдущих пунктов, в котором стадию цианидного выщелачивания осуществляют при рН в пределах от 9 до 12.

15. Способ по одному из предыдущих пунктов, в котором раствор, содержащий цианид, включает цианид натрия и характеризуется концентрацией цианида меньше 5%.

16. Способ по одному из предыдущих пунктов, в котором раствор, содержащий цианид, дополнительно включает известь, каустическую соду, пероксид, кислород, нитрат свинца, их производные или их сочетания.

17. Способ по одному из предыдущих пунктов, дополнительно включающий стадию дробления и/или измельчения материала-источника перед стадией тепловой обработки.

18. Способ по одному из предыдущих пунктов, в котором материал-источник содержит пустую породу, и способ дополнительно включает удаление по меньшей мере части пустой породы из материала

- 12 007160 источника перед стадией тепловой обработки.

19. Способ по одному из предыдущих пунктов, в котором стадию тепловой обработки осуществляют в печи с псевдоожиженным слоем или вращающейся обжиговой печи.

20. Способ по одному из предыдущих пунктов, в котором стадию тепловой обработки осуществляют в присутствии неорганической кислоты.