> Техника, страница 96 > Гидрометаллургия

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 химич. соединений. При этом осаждение производится: 1) цементацией, 2) электролизом, 3) реагентами (в форме химич. соединения), 4) адсорбцией и 5) восстановлением на угле. Г. (мокрый путь извлечения) имеет наибольшее значение для получения следующих металлов: золота, серебра, цинка и ме ди. Кроме того Г. применяется при извлечении свинца, платины, никеля и ртути. Своеобразные процессы, относимые обычно к области химич. 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 химич. соединений. Растворителями являются растворы солей, к-т и щелочей. В табл. 1 приведены главные употребляемые в

Таблица 1. — Реагенты, употребляемые в гидрометаллургической практике.

Наименование реагентов		Извлекаемые металлы
Соли	Щелочные цианистые соли натрия, кальция и калия NaCN, Ca(CN)2, KCN. Сернокислая соль окиси же- леза Fe2(S04)3. Хлористый натрий NaCl. Серноватистокислый натрий Na2S203 .. Хлорное железо. Сернистый натрий.	Золото, серебро Медь Серебро, свинец Серебро Железо Ртуть, сурьма
Ки слоты	Серная кислота H2S04 · · · Соляная кислота НС1. Азотная кислота HNO3 · · · Щавелевая кислота Н2С2С>4.	Медь, цинк, никель Медь, цинк Медь Ниобий, колум-бий
Едкие угле кислые щелочи	1 Гидроокиси щелочей NaOH, КОН.. Углекислые щелочи (К2СОз, Иа2СОз).. Гидроокись аммония («аммиачное выщелачивание»), NH4OH.. Углекислый аммоний. Хлор..	1 Алюминий, тантал Алюминий, ванадий Медь Медь Золото

практике Г. реагенты и извлекаемые ими металлы. Некоторые металлы (медь, платина) подвергаются подготовительным операциям (сульфа-тизирующий обжиг, хлорирующий обжиг) и м. б. переведены в форму соединений, растворимых в воде. В этом случае выщелачивание производится водой. Своеобразный гидрометаллургичеекпй 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 (смотрите Амальгамация). Описание отдельных гидрометаллургии, процессов — см. Гидрометаллургия меди, Золото (металлургия), Серебро (металлургия), Цинк, Ртуть (металлу р“г и я), Платина (металлургия), Рафинирование, Цианирование^ Цианистый процесс, Хлоринация, Шламм в настоящей статье рассматривается общая систематика данных процессов и их принципы.

Подготовительные операции к осуществлению гидрометаллургии, 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 сантиметров (Шаста Каунти, Калифорния). Выщелачивание в процессе измельчения применяется гл. обр. при цианировании в шаровых мельницах. В нек-рых случаях при этом извлекают до 70% металла (и даже более), содержащегося в руде. Обжиг перед выщелачиванием применяется при гидрометаллургии, извлечении цинка; в последнем случае производится окислительный обжиг при довольно высокой t°. Такой же обжиг применяется к медным сульфидным рудам и иногда при извлечении золота цианированием или же хлоринацией при значительной ассоциации золота с теллуристыми минералами и в более редких случаях — с сульфидами.

Восстановительный обжиг проводится при низких и умеренных t° 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 щелочно-земельных) металлов при умеренной t°. 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 свинцовосеребряных руд. Для обжига применяются печи Беджа, Гересгофа, Мак-Дугалла, Холт-Дер-на, 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), 6) выщелачивание во флотационной машине. Выщелачивание в подземных выработках или в других условиях в зависимости от характера залегания выщелачиваемой массы имеет в настоящее время весьма ограниченное применение как самостоятельный технологии. 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. т разрушенной кварцитовой медной руды с 0,3% меди. Выщелачивание в кучах представляет гидрометаллургии. процесс, наиболее примитивный по технике своего выполнения (смотрите Гидрометаллургия меди)> 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 (а г и-тация), 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, кристаллографии, 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) г°, 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 твердожидких смесей. Скорость реакции для данных случаев гетерогенных систем м, б. выражена формулой то есть количество вещества, реагирующего в еди-

(dx

^-1, пропорционально величине коэф-та диффузии D, поверхности фазы F и понижению концентрации растворителя; послед-

нее выражается дробью ——, где S—концентрация раствора, С — концентрация слоя, на протяжении которого вокруг частицы происходит диффузия растворителя, и д — толщина последнего слоя. Вне диффузионного слоя концентрация раствора одинакова, а внутри него она падает в направлении к растворяющейся частице. Для коэф-та D диффузии солей, образующих в растворе два иона, Нернст дает следующее уравнение

₌ 2U-V. _R. _Т. ₁₀-9

¹ U + V

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

л i О

/Loo=и -f- V — —.

V

Из последних двух уравнений видно, что коэф. 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 коэф. диффузии также зависит от вязкости. Наряду с этим происходит падение концентрации газообразных веществ, растворяющихся в растворе. Молекулярное понижение растворимости определяется из уравнения

V0 · V

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 ус ловий осуществления технологии, 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 к-той повышение концентрации раствора кислоты давало бы больший эффект, если бы не происходило взаимодействия ее с другими составными частями руды (растворение щелочно-земельных 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 приве дены 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 устана“ вливается по ф-ле а + cd ^χ— ъ+d ’

где a — содержание металла в растворе после операции, предшествующей данной промывке, с — содержание металла в промывной жидкости, b и d — соответствующие объёмы 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, 3) непрерывной противоточной декантацией и 4) повторной фильтрацией с промежуточной репульпацией (смотрите Золото, Металлургия).

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) элек-тролитич. путем, 5) путем разложения нагреванием, 6) адсорбцией, 7) восстановлением. При менение указанных принципов к различным металлам и характер применяемых реагентов даны в таблице 3.

Электролитич. осаждение представляет обычный метод осаждения в Г. меди и цинка; оно дает возможность одновременно с осаждением регенерировать растворитель. Условия электролитич. осаждения определяются следующими факторами: 1) вольтаж, 2) плотность тока, 3) г°, 4) концентрация основных компонентов раствора, 5) ско-

Таблица2. — Концентрация растворов при выщелачивании.

Извлекаемый металл	Вид процесса	Растворитель	1 Концентрация, %
Золото	Перколяция песков.	NaCN	0,10-0,15
»	Агитация илов..	NaCN	0,03-0,06
Серебро	Перколяция песков.	NaCN	0,10-0,30
»	Агитация илов..	NaCN	0,05—0,15
Золото и серебро Медь	Цианирование концентратов.	NaCN	0,1-0,75
	Перколяция неклассифициро
	ванной измельченной руды	NaCN	2,00-10,00
»	Выщелачивание илов агита
	цией ..	H2S04	1,00
»	Выщелачивание в Инспирей-
	шен..	Fe2(S04)3	1,00
		1· Общее железо	1,50-2,50
»	Аммиачное выщелачивание но
**	песковому процессу.	J NH3	1,25-5,00
		1 co2	1,25-5,00
Цинк	Агитация по схеме двойного
	выщелачивания:
	нейтральное.	H2SO4	0,50-5,00
	кислое..	H2SO4	5,00-15,00
»	Выщелачивание по процессу
	Тентона ..	H2SO4	28,00-30,00
			J

рость протекания, раствора ~через осадительные ванны, 6) состав анодов и катодов. Теоретич. количество металла, осаждаемое током, выражается ф-лой цг __ 0,01047 » w

V ⁹

где I — сила тока, w — ат. в 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 /ж², при осаждении цинка из растворов с 3,5—

7,5% серной кислоты она равна 210—330 А/м². В случае метода Тентона (22—

27% серной к-ты) при f 60° применяют плотность тока выше 1 000 А/м².

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), а, 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, а и сурьмы.

Добавки нек-рых коллоидов (например желатина) улучшают условия электролиза, способствуя образованию плотного осадка при высокой плотности тока.

Очистка растворов употребляется для периодич. 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 оса ждения золота и серебра из цианистых растворов. В результате разложения комплексной со“ ли (смотрите Золото, Металлургия) происходит· осаждение металлич. золота и растворение цинка в виде цианистого комплекса. При этом на катоде выделяется водород, поляризующий его по“ верхность. Влияние поляризации в значительной степени устраняется созданием рыхлого осадка свинца на поверхности цинка, что легко дости гается освинцовыванием его при действии уксуснокислой соли [РЬ(СН₃С0₂)₂]· Комплексный анион, встречаясь с поверхностью цинка, вступает в следующую реакцию цементации:

А π

2Au (С )~ -f Zn - 2 у + Zn (CN)“ ".

На поверхности другого элемента пары, которым обычно является свинец, происходит в результате растворения цинка в цианиде и щелочи

Таблица 3. — Осаждение металлов в гидрометаллургических процессах.

Вид осаждения	Осадитель	Осаждаемые металлы	Условия осаждения
I. Осаждение простой цементацией	Железо и чугун в форме: 1) лома, 2) гранулированного, 3) губчатого	Медь	Из сернокислых растворов в желобах, чанах и баках. Расход лома и гранулированного 5,5 — 10 килограмм,кг меди. Расход губчатого железа 1,5—1,75 килограмм/кг меди
		Свинец	В желобах, чанах и баках из растворов NaCl (губчатым железом)
	Алюминий	Ртуть (и сурьма)	Во вращающихся бочках (хуже в экстракторах).
II. Осаждение путем цементации с одновременным выделением водорода для создания восстановительных условий среды	Цинк	Золото и серебро	1. Осаждение металлич. пылью путем перемешивания (с предварительным выделением кислорода из раствора) 2. Осаждение путем просачивания через стружку в экстракторах
	Алюминий	Серебро	Агитация с металлич. пылью
III. Осаждение путем получения нерастворимых соединений	Сернистый натрий	Серебро	Из цианистых растворов
IY. Электролитич. осаждение	1 Электролиз с нерастворимыми анодами 1	1 Медь и цинк из сернокислых растворов (золото и серебро из цианистых растворов редко) Свинец (ртуть и сурьма— в стадии лабор. исследований)	Регенерация растворителя (в процессе электролиза) На катоде: 1) плотный осадок в случае меди и цинка, · 2) чешуйки и кристаллы в случае свинца, золота и серебра Из раство“ра Na2S. Ванна с диафрагмой
У. Осаждение нагреванием с разложением химии. соединений	Перегретый водяной пар	Медь	Из аммиачных растворов
VI. Осаждение адсорбцией	Древесный уголь	Золото, серебро	Из цианистых растворов угольн. порошком и> кусками
VII. Осаждение восстановлением	Древ, опилки и другие отбросы в автоклавах Уголь, сернистый газ, сернокислое закисное железо	Медь Золото	При нагревании и высоком давлении Из раствора хлорного золота после выщелачивания хлоринацией

восстановление водорода, так как потенциал восстановления последнего значительно ниже, чем натрия (или другого металла, образующего комплексную соль).

2Н⁺ 0 20 2Н н₂.

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 (к-рое сделалось бы возможным в присутствии кислорода), а также окисления цинковой стружки. Соответственно реакции восстановления водорода на поверхности анода происходит растворение цинка, вызывающее переход era в раствор в форме комплекса или сначала в форме цинкат-иона, к-рый затем переходит в ион цианистого комплекса согласно ф-лам:

• Zn 0 4CN- -f- 2 0 — Zn (CN)r “ ;

Zn -f 4OH“0 2 0-* Zn0₂^_ "0 2H₂О;

Zn02 ~0 4CN- 0 2H₂0 — Zn (CN)4 0 40ΗΓ

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. С основных методов обработки осадков приводится в таблице 4.

Таблица 4. — Обработка осадков, полученных в результате гидрометаллургических процессов.

Металл	Характер осадка	Метод обработки и плавки
Цинк	Крупнокусковый металл	Плавка в отражательной печи
ь	Скрап	Плавка в закрытых графитовых тиглях
Медь	Катод (из серноки	Отправляются на ме
	слотного процесса) Окись меди (из аммиачного процесса)	дерафинировочные з-ды для переплавки в отражательных печах и отливки в вайербарсы
Золото и	Осадки из аппара	Обработка серной
серебро	тов Меррилл-Кроу а из экстракторов	к-той, сушка с прокаливанием и плавка или с флюсами или путем трейбования после сплавления со свинцом
То же	Амальгама после	Отгонка ртути в ре
	отжимки	тортах и плавка с флюсами

Лит.: Кемпбелл, Гидрометаллургия цветных металлов, М., 1934; Плаксин И. и Суслова В., Гидрометаллургические методы обработки медистых песчаников Урала, М., 1931; Плаксин И., Металлургия золота, серебра и платины, ч. 1, М.—Л., 1935;

Плаксин И. и Фишкова Ц., Гидрометаллургия ртутных руд и концентратов, М. — Л., 1932;

Барабошкин Н. и др., Гидрометаллургия цинка и меди, Свердловск, 1934; Ю х т а н о в Д., Медные гидрометаллургические заводы США, М., 1932; М а-ковский Г., Электролитическое получение цинка из руд в Америке, Л., 1929; Р э л с т о н, Электролитическое осаждение и гидрометаллургия цинка, М., 1932; Таггарт А., Справочник по обогащению полезных ископаемых, Гл. Гидрометаллургия, пер. Масленицкого, под ред. Белоглазова, пер. с англ., т. 2, М.—Л.—Новосибирск, 1933; Эткенхэд В., Теория и практика цинкового электролитного процесса, пер. с англ., М.—Л., 1933; Деркачев Д„ Гидрометаллургия медных окисленных рудКоктас-Дшартасского месторождения, М.—Л.,

1932; Гипроцветмет, Материалы по электролизу цинка по способу Грэт-Фоллс и Анаконда, М., 1934; там же, Материалы по электролизу цинка по способу Тентона, под редакцией Г. Маковского, М., 1934; там же, Материалы по электролизу цинка, под ред. Г. Маковского, М., 1934; Агеенков В., Гидрометаллургия руд Бакр-Узяка, М.—Л., 1932; Аветисян X., Изучение процесса выщелачивания сульфидных медных минералов сернокислой окисью железа, «Металлург», Л., 1932, 10—11; Паз у хин В., Успехи гидрометаллургии меди за последние годы, «Тех.-экон. вестн.», М., 1924, 11. стр. 766; Асеев Н. и др., Опыты гидрометаллургической обработки пермских медистых песчаников, «Цветные металлы», М., 1930, 2; Ц е и д л с р А., Осаждение меди железным скрапом в Каппертоне, «Металлург», Л., 1931, 1; Liddell D., Handbook of Non-Ferrous Metallurgy, v. 1—2, N. Y., 1926; T a f e 1 V., Lehrbucb d. Metallkunde. В. 1—2, Lpz., 1926—27; Greenawalt W. The Hydrometallurgy of Copper, N. Y., 1912; Liddell D. a. Doan, Principles of Metallurgy, N. Y., 1932; Hayward, Outline of Metallurgical Practice, N. Y., 1929; Sullivan J., Chemistry of Leaching Chalcocite, «Bur. of Mines», Techn. Pap., Wsh., 1930, 473; Sullivan J. Chemistry of Leaching Covellite, ibid., 1930, 487; Sullivan J., Chemistry of Leaching Bornite, ibid., 1931, 486; Keyes H., innovation in Copper Leaching, ibid., 1929, 14; S u 1 1 i v a n J., Factors Involved in the Heap Leaching of Copper Ores, «Bur. of Mines», 1930, 321; Sullivan J. a. Oldright G-., The Dissolution of Cuprite in Sulphuric Acid a. in Ferric Sul-fat Solutions, «Bur. of Mines», Wsh., 1931, 2967; S u 1-livan J. a. Bayard K., Extraction of Soluble Copper from Ores in Leaching by Percolation, ibid., Infor. Circ., Wsh., 1931, 3073; Bell G., Leaching Practice a. Costs at the New Cornelia Mines, ibid., 1930, 6303; О I d-right a. others, Precip. of Lead a. Copper from Solution, «Bur. of Mines», Wsh., 1928, 281; Schott A., Die Verarbeitung Kupferarmer Kaik und Magnesiahal-tigerErzeauf nassem Wege, «Metall u. Erz», Halle a/S., 1922, H. 4, 5, 6; Benedict C. a. Kenny H., Ammonia Leaching of Calumet a. Hecla Failings, «Trans, of the Amer. Inst, of Min. a. Metall. Eng.», 1924, 1927; Schott A., Die Ammoniakleugung von Kupfererzen, «Metall u. Erz», Halle a/S., 1927, 331, H. 14; Duggan, Flotation a. Leaching of Copper Ores at Kennicott Alaska, «Eng. a. Min. Journ.», 1928, Dec.; Aldrich H. a. Scott W., Leaching Mixed Oxide a. Sulphide Copper Ores at Inspiration, ibid., 1929, Oct.; Aldrich H. a. Scott W., Slime Treatment a. Electrolytic Precipitation at Inspiration, ibid., 1929, Oct.; Keyes H., Development of a Copper Extraction Process, ibid., 1929, 14 [Литературу по гидрометаллургии благородных металлов см. в статьях Золото, Металлургия; Платина, М е т а л л; Серебро, Металл; Цианирование, Цианистый процесс; Хлоринация; Шламм; Амальгамация (Дополнительный том); Гидрометаллургия меди; Циня; Ртуть]. И. Плаксин.