Аннотация результатов, полученных в 2018 году
В настоящее время промышленность цветной металлургии все чаще сталкивается с проблемами истощения запасов богатых полезных ископаемых, что неизбежно приводит к необходимости вовлечения в переработку более сложных низкокачественных материалов, не позволяющих использовать традиционные технологии. Большое количество различных труднообогатимых, упорных и др. низкосортных концентратов и полупродуктов, сложность и разнообразие их минералогического и кристаллографического составов, не позволяют подобрать единый подход к проблемам их переработки. В этой связи перед нами стоит задача рассмотрения различных подобных многокомпонентных материалов, образующихся и имеющихся на действующих предприятиях и месторождениях, исследования их особенностей с целью выявления закономерностей морфологического строения для разработки комплексного подхода к проблемам их переработки вновь разрабатываемыми гидрометаллургическими методами. Проведены исследования составов, строения, дисперсности, распределения благородных металлов по компонентам изучаемых материалов с применением методов атомно-эмиссионной спектрометрии с индуктивно связанной плазмой, рентгенофлуоресцентной спектрометрии, рентгенофазового и микрорентгеноспектрального анализов, электронно-микроскопических и гранулометрических исследований, электронно-зондового рентгеноспектрального микроанализа и др. Изучены образцы двух низкосортных медьсодержащих концентратов уральских месторождений. Основными минералами в них являются халькопирит и сульфиды железа FeS2 и FeS (в сумме до 66 – 88 % вес.). В пробах присутствуют халькозин Cu1,8S, цинк в виде ZnO и ZnS, галенит. Проведен анализ гранулометрического состава: содержание частиц размера <45 мкм для концентрата 1 составило 63 %, для концентрата 2 – 80 %; частиц размера <72 мкм для концентрата 1 составило 82,4 % для концентрата 2 – 94,8 %; выполнена оценка распределения минералов по установленным фракциям. Исследовали свинцово-цинковый медьсодержащий концентрат, содержащий порядка 5-10 г/т Au и около 300-400 г/т Ag. Рентгенофазовый анализ показал, что свинец в концентрате находится в виде галенита, медь в халькопирите, цинк в сфалерите и железо в пирите. Проведены исследования строения и особенностей упорных сульфидных золотосодержащих концентратов Акжальского месторождения (Республика Казахстан), Олимпиадинского и Удерейского месторождений (Красноярский край). Данные материалы представляют интерес в связи с тем, что при невысоком содержании сульфидных медных минералов содержат значительные количества вмещающих драгоценные металлы компоненты, в первую очередь, пирит и арсенопирит. На примере месторождения Акжал выполнен рациональный анализ на определение форм нахождения золота и серебра в руде. Установлено, что основная часть золота (45 %) и значительная серебра (26 %) ассоциированы с сульфидными минералами, что подтверждает данные о тонкой вкрапленности в них благородных металлов. Проведены исследования на забалансовой медной руде с тонкой вкрапленностью сульфидных минералов в пустой породе на примере месторождения Жезказганского региона (Республика Казахстан). В результате многолетней выработки добыто более 75% запасов месторождения, вместе с тем имеются значительные запасы забалансового сырья с содержанием меди 0,2-0,5%. Минеральный состав руды представлен: обломками вулканических пород (риолитов) 45%; кварцем 30%; полевым шпатом 20%; кальцитом 5%; рудными минералами (в том числе самородной медью) менее 2%; глауконит менее 1%. Медь в руде представлена вторичными и первичными сульфидами (89%), а также в самородном и окисленном виде, которые являются тонковкравпленными в минералы пустой породы. Проведены исследования по флотации сульфидов железа из твердых остатков предварительно подвергнутого низкотемпературному автоклавному выщелачиванию (t = 105 °C, PО2 = 0,6-1,0 МПа, Ж:Т=6:1, τ = 360 мин) медьсодержащего свинцово-цинкового концентрата с целью установления возможности и эффективности флотационного разделения сульфата свинца от элементной серы и не окислившихся сульфидов меди, цинка, железа. Установлены оптимальные условия процесса: расход ксантогената калия 140-200 г/т, пенообразователя 70-100 г/т и медного купороса 100 г/т, Ж:Т=5:1. Золото и серебро концентрируются в твердых остатках выщелачивания на 99 %. Проведены исследования по нахождению оптимальных параметров флотации измельченной в шаровой мельнице забалансовой медной руды Жезказганского месторождения. При продолжительности прямой флотации 5 минут и дозировке ксантогената калия 80 г/т, пенообразователя ОПСБ 40 г/т получен концентрат, содержащий 6,5 % меди, выход концентрата составил 7,6 %, а извлечение меди в концентрат – 88,5 %. Для повышения качества получаемого концентрата и увеличения степени извлечения в него меди были проведены исследования по механоактивации руды и концентрата. Показано, что использование оттирочно-агитационного комплекса ЗАО «РИВС» перед основной флотацией по сравнению с флотацией без механоактивации при оптимальных параметрах позволяет повысить содержание меди в концентрате на 4,1% (с 6,5% до 10,6%), а извлечение меди в концентрат – на 1,4%, что связано с дополнительным измельчением руды и очисткой поверхности сульфидов от минералов пустой породы. Исследована возможность кондиционирования концентрата, полученного из забалансовой медной руды с применением центробежного концентратора фирмы Knelson. При оптимальных условиях извлечение меди в тяжелую фракцию за один цикл составило 29,6%. GRG-тест (использование механоактивации и обогащения в несколько стадий) показал возможность повышения извлечения меди в тяжелую фракцию за 3 цикла до 72,4%. Содержание меди в тяжелой фракции составило 15,4%, в тяжелую фракцию при этом переходит до 90-95% серы, железа, серебра и рения, что говорит о практически полном извлечении сульфидов в тяжелую фракцию, которая может быть переработана стандартными методами. Подобные низкосортные сульфидные материалы зачастую содержат большое количество кремнезема и алюмосиликатов, которые могут быть эффективно извлечены щелочными методами: сплавление со щелочью с последующим выщелачиванием и автоклавное щелочное выщелачивание. Щелочное автоклавное обескремнивание с последующим выщелачиванием разбавленными кислотами для обогащения низкосортного медного концентрата позволяет увеличить сквозное извлечение кремния и алюминия до 90,40 % и 83,82 %, соответственно, при этом также частично (7,73 %) растворяется окисленная медь. Содержание меди в конечном концентрате после автоклавного обескремнивания и кислотного выщелачивания автоклавного кека составило 19,17 %. Сплавление забалансового медного концентрата с каустической щелочью при температуре 200-400 оС позволяет не только вскрыть минералы пустой породы, но и окислить сульфидную составляющую без дополнительного подвода кислорода. Проведены термодинамические расчеты процессов, показывающие вероятность протекания реакций окисления сульфидов во всем диапазоне температур. Кинетические исследования указывают на то, что все реакции окисления протекают в кинетическом режиме, соответственно подвод кислорода не лимитирует данный процесс в лабораторных условиях. Сплавление с каустической щелочью с последующим выщелачиванием серной кислотой при 90 оС в течение 2 часов позволяет извлечь в раствор 70% Fe, 85% Ag, 92% Al и 98% Cu. В процессе обескремнивания концентрата образуется щелочной силикатный раствор и кислый алюмосиликатный растворы, которые могут быть использованы для получения разнообразной продукции с высокой добавленной стоимостью. Исследованы различные варианты гидротермального осаждения из данных растворов соединений: белой сажи, волластонита, нанодисперсного каолинита, цеолита А и содалита, которые находят широкое применение во многих областях промышленности за счет их уникальных свойств. Определены условия их осаждения и предложены механизмы протекающих процессов. При гидрометаллургической переработке чернового концентрата, полученного из забалансовой руды Жезказганского месторождения, в раствор помимо меди, серебра, рения и других ценных компонентов переходит большое количество железа. Разработан процесс получения товарного концентрата для черной металлургии с комбинацией методов автоклавного гидротермального осаждения железа из растворов переработки низкосортного медьсодержащего сырья (состав, г/дм3: 26,5 Cu, 1,7 Zn, 46,5 Fe, 62,5 SO42-, 23,6 Na+, 2,2 Al3+) и последующей десульфатации и дефосфации железосодержащего осадка. Полученные результаты показали, что с увеличением температуры со 160 до 220 °С уменьшается содержание серы в кеке с 20 до 8 %, при этом уменьшение pH исходного раствора с 2 до 1,2 положительно сказалось на переходе меди и цинка в кек, их содержание уменьшилось с 0,4 до 0,2 и с 0,2 до 0,03 %, соответственно. Степень осаждения железа из раствора составила 96-98 %. Фосфор в данных условиях не осаждался и его содержание не превышало 0,01 %. Показано, что высокая степень соосаждения серы с железом связана с образованием ярозитов, ввиду высокой концентрации ионов натрия в исходном растворе, поэтому для уменьшения соосаждения цветных металлов из раствора и уменьшения перехода серы в железный кек в виде ярозитов перед автоклавным осаждением проводили операцию нейтрализации раствора известью. Последующая десульфатация кека раствором с концентрацией кальцинированной соды 200 г/дм3 позволила снизить содержание серы до 0,1 %. Данный кек представлен преимущественно гематитом без включений ярозита и пригоден для переработки по традиционной схеме на предприятиях черной металлургии. Проведен термодинамический анализ окисления железа и зависимости pH осаждения железа от концентрации сульфат ионов и ионов цветных металлов. Согласно полученным результатам, из сульфатных растворов, в зависимости от их состава и температуры, возможен процесс гидролитического осаждения кристаллических фаз: (H3O)Fe4(OH)3(SO4)5*15Н2O, (H3O)Fe3(OH)6(SO4)2, FeOHSO4, FeOOH, Fe2O3, a также аморфных гидратов основного сульфата 2Fe2O3*SO3*nH2O (n=6-8) и оксида Fе2O3*nН2O (n<3). Установлено, что увеличение начальной концентрации меди (II) положительно сказывается на скорости окисления ионов железа (II), которая увеличивается с 2,39 до 3,12 ммоль/(дм3*мин) при температуре 180 °С.

Аннотация результатов, полученных в 2019 году
1. Проведены исследования процесса автоклавного выщелачивания низкосортного медьсодержащего сырья с извлечением цветных и благородных металлов. Показано, в установленных условиях прямое автоклавное выщелачивание позволяет достичь извлечения меди в раствор 93-97%. Предварительная механоактивация и обновление поверхности, в течение установленной продолжительности 12 минут, с помощью оттирочно-флотационного комплекса позволили достичь дополнительного увеличения степени извлечения меди и серебра в раствор – при t ≥ 180 °С Cu до 98%, Ag до 91%. предварительное удаление кремния из концентрата положительно сказывается на извлечении меди и серебра: при [NH4OH] = 7 моль/дм3, Ж:Т = 10:1,  = 3 часа, Po2 = 0,6 МПа, t = 140 °С, в раствор извлекается 97 % меди и 83 % серебра. 2. Проведены исследования процесса высокотемпературной автоклавной переработки сульфидного медьсодержащего концентрата одного из Уральских месторождений. Оптимальными условиями высокотемпературного автоклавного выщелачивания концентрата являются: t = 220 °C, Po2 = 0,7-1,0 МПа,  = 120 мин, pHнач = 2,5-2,8. 3. Проведены исследования кинетики автоклавного выщелачивания низкосортного медьсодержащего сырья с применением модели сжимающегося ядра. Наилучшим образом описывающей полученные зависимости и имеющей наивысшие коэффициенты корреляции для изучаемых температур является модель диффузии через твердый продукт, что подтвердило протекание процесса выщелачивания во внутридиффузионной области. Определена кажущееся энергия активации 66,8 кДж/моль. Получен эмпирический порядок по давлению кислорода 1,05, что также может указывать на внутридиффузионные ограничения. В результате получена общая математическая модель процесса. 4. При проведении исследований влияния ПАВ на процесс автоклавного выщелачивания сульфидных концентратов цветных металлов установлено, что смачиваемость халькопирита расплавленной серой возрастает в ряду: ДСН<ДДБСН<ЛСН. Для более простой интерпретации полученных данных оценивали величину избирательности смачиваемости халькопирита водным раствором, которую определяли из отношения коэффициентов растекания водного раствора ПАВ и серы по поверхности минерала. Композиция ПАВ «400 мг/л ЛСН+800 мг/л ДСН» позволила повысить извлечение меди (на 27 %) до 67 %, цинка – (на 16,79 %) до 92% за 1 час. 5. Для проведения исследований по извлечению меди из аммиачных растворов автоклавного выщелачивания в присутствии ионов серебра в качестве сорбента использован катионит Lewatit Monoplus TP 207. Емкость ионита в состоянии равновесия после 18 ч сорбции составила 52,5 г/дм3 ионита. Использование катионита Lewatit Monoplus TP 207 позволяет извлекать медь из растворов в присутствии ионов серебра. Извлечение серебра из рафината следует осуществлять после увеличения его концентрации в растворе до 150–200 мг/дм3. 6. Экспериментальными данными установлены оптимальные параметры электроэкстракции меди из сернокислых растворов: начальная концентрация меди 30 г/дм3, плотность тока 250 А/м2, при которых достигается выход по току 99,98 %. Определена возможность ведения электроэкстракции меди из электролитов, содержащих нитрат-ионы. Проведены исследования по электроэкстракции меди из смешанных сульфатно-нитратных электролитов: ведение процесса в несколько стадий позволило добиться суммарного извлечения меди из раствора в компактный продукт 99,76 %. 7. Проведены исследования влияния различных добавок на электроэкстракцию меди. Установлено, что добавка тиокарбамида (10 мг/дм3) способствовала получению более гладкого осадка, что связано с подавлением процесса роста зародышей и стимулированием образования новых центров зародышеобразования. 8. Применяемые при автоклавном выщелачивании поверхностно-активные вещества частично разрушаются под действием высоких температур, окислителей и переходят с растворами на следующие этапы их переработки. В присутствии смесей «ЛСН+ДСН», «ЛСН+ДДБСН» отмечали незначительный вклад ЛСН в изменение структуры катодного осадка и выхода по току, рост концентраций анионных ПАВ (ДСН, ДДБСН) в смесях приводил к формированию дендридных осадков, снижению выхода меди по току до 98,2-97,8 %, уменьшению толщины осадка до 25 мкм. Таким образом, применяемые при автоклавном выщелачивании анионные ПАВ (ДСН, ДДБСН) оказывают негативное влияние на показатели электроэкстракции меди. 9. Проведены исследования кинетики процесса селективного разделения меди и мышьяка при выщелачивании трисульфида мышьяка растворами СuSO4. Наибольшее влияние на кинетику оказывает температура процесса, однако с использованием модели сжимающегося ядра было обнаружено, что процесс протекает во внутридиффузионном режиме и среднее значение энергии активации составляет 44,9 кДж/моль. С использованием метода кинетической функции было определено, что в ходе реакции механизм выщелачивания не изменяется. Значение энергии активации в ходе реакция увеличивается с 47,1 при степени извлечения мышьяка 15% до 55,9 кДж/моль – при 75%. На основании полученных результатов было получено полуэмпирическое уравнение, которое с большой точностью позволяет описать кинетику процесса выщелачивания мышьяксодержащего кека катионами меди. 10. Проведены исследования физико-химических закономерностей процесса азотнокислотного выщелачивания трудновскрываемого низкосортного сульфидного сырья. Проведена оценка термодинамической вероятности поведения изучаемых сульфидных минералов цветных металлов в азотнокислых средах: установлены важнейшие термодинамические характеристики процессов, определены состояния равновесия изучаемых гетерогенных систем построением диаграмм Пурбэ, выполнены расчёты равновесного распределения компонентов изучаемых систем. 11. Проведены исследования кинетики азотнокислотного выщелачивания трудновскрываемого сульфидного концентрата, содержащего золото. Показано, что новый вариант модели сжимающего ядра позволяет наиболее точно описывать изучаемые процессы. Определена кажущаяся энергия активации 60,3 кДж/моль. Получен эмпирический порядок по концентрации азотной кислоты 0,778. Получен порядок по сере 3,07, что подтверждает выводы о высоком влиянии содержания сульфидов в концентрате на степень извлечения железа. Полученные данные позволили вывести полуэмпирическое уравнение для описания кинетики выщелачивания железа. 12. Проведены лабораторные исследования процесса азотнокислотного выщелачивания с использованием метода математического планирования эксперимента для получения оптимальных параметров ведения процесса. На основе выполненных расчетов и представленного математического анализа, согласно рассчитанной модели получены следующие оптимальные параметры процесса азотнокислотного выщелачивания: концентрация азотной кислоты 7 моль/дм3, соотношение жидкого к твёрдому 8:1, продолжительность 55 мин. При этом согласно выполненным экспериментам достигнуты следующие показатели по извлечению: Fe – 99,5%, As – 97,3%, S – 81,5%. 13. Проведены исследования гидротермального осаждения мышьяка в виде труднорастворимых соединений из растворов различного солевого состава. Экспериментально было показано положительное влияние ионов меди и железа на окисление мышьяка (III). Экспериментально показано, что добавление в раствор ионов железа (III), без введения кислорода в систему, способствует окислению мышьяка (III) на 30 %, при тех же условиях. 14. Проведены кинетические исследования влияния ионов переменной валентности на окисление мышьяка (III), которые показали, что: скорость реакции не зависит от скорости перемешивания; положительное влияние на скорость процесса оказывает увеличение концентрации ионов железа, с экспериментальным порядком реакции 0,26 - 0,54; получены повышенные значения Ea ≈ 86 кДж/моль. 15. Определены оптимальные параметры осаждения наиболее стойких к растворению осадков: t = 200 ºC, Po2 = 0,2 МПа, [Cu]0 = 6 г/дм3, продолжительность = 120 мин. Степень извлечения мышьяка в осадок из раствора при данных параметрах составила 95%. Стойкость осадков к вымыванию мышьяка определяли по методике USEPA TCLP, моделирующей длительное хранение осадка на шламохранилищах. Конечная концентрация мышьяка в растворе после проведения теста составила 0,5 мг/дм3, что соответствует осадку, который может быть безопасно складирован в окружающей среде. 16. Проведены исследования по получению сорбента мышьяка из красного шлама путем его сплавления с каустической щелочью при температуре 300-500 оС. С использованием данного сорбента были изучены кинетические особенности и построены изотермы сорбции. Выявлено, что полученные данные лучше всего соответствуют модели Лангмюра, что указывает на монослойный механизм сорбции. Выявлено, что основной фазой полученного сорбента является маггемит. Проведены исследования по использованию полученного сорбента для очистки сточных вод до требований международных экологических агентств и СанПиН. Использование полученного сорбента в количестве 1 г/дм3 позволяет сократить за 90 минут содержание мышьяка в растворе со 100 до 10 мкг/дм3, что соответствует международным требованиям к питьевой воде.

Аннотация результатов, полученных в 2020 году
Выполнены исследования по моделированию абсорбции нитрозных газов оборотными растворами в динамических условиях с применением различных математических моделей: Бохарта-Адамса, Томаса, Юна-Нельсона и модель «доза-реакция». Показано, что снижение скорости потока газо-воздушной смеси, а также подбор требуемой концентрации газов позволяют достигать концентрации оборотного раствора около 300 г/дм3. Установлено, что лимитирующей стадией процессов окисления низших оксидов азота и последующей абсорбции высших оксидов с образованием азотной и азотистой кислот является процесс окисления кислородом монооксида азота, происходящий в газовой фазе. При выщелачивании концентрата «Акжал» установлено значительное влияние процесса окисления оксида азота на эффективность абсорбции. Включение аппарата доокисления в аппаратурную схему позволило повысить концентрацию азотной кислоты в поглотительном растворе более, чем в 2,5 раза. Эффективность улавливания оксидов азота снижается по мере насыщения поглотительных растворов азотной кислотой. Показана перспективность применения азотистой кислоты в качестве окислителя при выщелачивании сульфидных материалов и ее производной – нитрозилсерной кислоты. Исследованы процессы сорбции меди, рения и серебра из азотнокислых растворов, получаемых при переработке низкосортных медных концентратов ЖОФ, с использованием высокоселективных макропористых ионитов и последующим производством соответствующих товарных продуктов. Для извлечения перренат-ионов из кислых растворов с высокой фоновой концентрацией ионов меди (II) рекомендовано использовать анионит Puromet MTA1701. Установлено, что лимитирующей стадией сорбции является диффузия перренат-ионов в зерне. Для извлечения ионов серебра (I) из кислых растворов предложено использовать ионит Lewatit MonoPlus TP214. Достигнутое высокое извлечение серебра в фазу смолы (99,7 %) обеспечивается за счет введения в раствор хлорид-ионов и проведения процесса в оптимальном диапазоне pH – 3-4,5. Лимитирующей стадией сорбции является диффузия ионов серебра (I) в зерне. Ионит Lewatit Monoplus ТР-220, несмотря на сложный состав исследуемого раствора, обладает высокой селективностью к целевому компоненту – иону меди (II). Из всех примесных ионов раствора катионит поглощает только ионы железа – емкость по нему не превышала 1,4 г/дм3. Среднее значение СОЕ ионита по меди составляет 9,5–10 % или 36,0 г/дм3 насыщенного ионита. Показана перспективность иммобилизации мышьяка из растворов азотнокислотного выщелачивания осаждением в форме скородита при атмосферных условиях, что позволяет получить осадки, достаточно богатые по мышьяку, стабильные в кислых условиях. Установлено, что путем контролируемой нейтрализации раствора удается избежать образования аморфных соединений мышьяка, а добавление затравки способствует получению окристаллизованного скородита, при этом область роста кристаллов зависит от первоначальной концентрации мышьяка в растворе и температуры процесса. Остаточное содержание мышьяка в растворе после осаждения может быть снижено до 20 мг/дм3, с извлечением его в кек на 99,9 %. Предложен новый метод получения высококачественного магнетита из растворов азотнокислотного выщелачивания низкосортного медного концентрата ЖОФ, который заключается в осаждении ярозита и его преобразовании в магнетит в щелочной среде при добавлении ионов железа (II). Установлена возможность получения магнетита с содержанием железа 72 %, меди менее 0,06 % и серы менее 0,01 %, с использованием хорошо окристаллизованного ярозита с низким содержанием примесей, что, согласно, проведенным лабораторным исследованиям достигается при температуре 90 оС и pH 1,5 в течение 6 часов с добавлением затравки 60 г/дм3. Исследованы процессы селективного извлечения глинозема из растворов выщелачивания обескремненного забалансового концентрата соляной кислотой. Для селективного извлечения алюминия из полученного продуктивного раствора, содержащего 21,4 г/дм3 алюминия, 9,1 г/дм3 железа и 3,4 г/дм3 меди, были проведены эксперименты по высаливанию путем повышения концентрации соляной кислоты в растворе. Показано, что повышение температуры процесса позволяет получать гексагидрат хлорида алюминия с меньшим содержанием примесей за счет снижения пересыщения. Установлено, что использование аморфного продукта термического разложения гексагидрата алюминия при температурах 400-700 оС с высокой удельной площадью поверхности 30-70 м2/г позволяет осаждать из щелочно-алюминатного раствора гидроксид алюминия с размером частиц 200-800 нм при продолжительности процесса менее 8 часов за счет резкого пересыщения раствора с образованием большого количества центров кристаллизации. С целью осаждения нанодисперсного гидроксида алюминия предложено использование ПАВ, препятствующих росту частиц гидроксида алюминия. Изучено влияние пустой породы на кинетические закономерности выщелачивания аммонийно-карбонатным раствором в автоклавах при температуре 120-160 °С высококремнистых медных концентратов месторождения Жезказган, что позволяет одновременно извлекать в раствор не только медь, но и серебро. Результаты проведенных экспериментов по выщелачиванию исходного медного концентрата аммонийно/аммонийно-карбонатным раствором под давлением в присутствии кислорода хорошо согласуются с моделью сжимающегося ядра внутридиффузионного режима, энергия активации для меди и серебра при этом составила 53,5 кДж/моль и 90,4 кДж/моль, соответственно. После щелочного предварительного обескремнивания концентрата скорость извлечения меди и серебра значительно увеличивается (с 81,3 % до 94,1 % за 60 мин при 160 °C), при этом для описания процесса выщелачивания лучше всего подходит новая модель сжимающегося ядра. Это указываются на изменение лимитирующей стадии процесса за счет снижения доли внутридиффузионных ограничений. Энергия активации процесса при этом увеличивается до 86,76 кДж/моль для меди и 92,15 кДж/моль для серебра. С использованием метода определения времени, необходимого для достижения определенной степени извлечения, показано, что высокая энергия активация необходима на поздних стадиях процесса, когда, по-видимому, остаются невыщелоченными наиболее упорные сульфидные минералы меди и серебра. С применением математических методов моделирования, планирования экспериментов и статистической обработки данных определены условия проведения процесса азотнокислотного выщелачивания исследованного сульфидного сырья цветных металлов. Показаны схожие результаты полученных параметров и показателей извлечения основных компонентов в целевые продукты. По всем видам сырья достигнуты высокие показатели извлечения цветных металлов в растворы выщелачивания более 96 %, при этом извлечение золота из кеков (> 92 %) также является высоким, что позволяет утверждать об эффективности применения процесса азотнокислотного вскрытия для высвобождения цветных и благородных металлов из изучаемых материалов. Предложен метод гидротермального двухстадийного обогащения бедных низкосортных медных концентратов, основанный на автоклавном осаждении меди из растворов на сульфидах концентрата за счет обменных реакций, который позволяет увеличить содержание меди в 2-3 раза. На первой стадии концентрат подвергают автоклавному окислительному выщелачиванию с извлечением меди в раствор. На второй стадии проводят ее гидротермальное осаждение на концентрате в безокислительной атмосфере. Установлено, что наиболее активным минералом осадителем является халькопирит, который в результате обработки, в зависимости от температуры, преобразуется в минералы халькозин или дигенит. С использованием метода математического планирования эксперимента с матрицей второго порядка показано, что область, в которой наблюдается наибольшая степень осаждения меди (99,9 %) и степень обогащения концентрата (в 3 раза) находится в пределах: 190-210 оС, мольного отношения CuCuSO4/CuCuFeS2 = 1,8–1,9, продолжительности 60–100 мин. В результате выполненных обширных исследований по переработке низкосортного медьсодержащего сульфидного сырья цветных металлов разработаны основные направления – автоклавного и азотнокислотного выщелачивания. Данные высокоинтенсивные процессы позволяют достичь высоких показателей вскрытия исходного упорного сырья, что осложнено при использовании известных традиционных технологий, характеризующихся высокой экологической опасностью вследствие образования большого количества отходов, выбросов загрязняющих газов и т.д. Помимо извлечения цветных, благородных и редких металлов, разработанные процессы осаждения труднорастворимых соединений мышьяка, улавливания нитрозных газов с регенерацией азотной кислоты, получения востребованной продукции кремния, алюминия и железа, обеспечивают заявленную комплексность использования сырья. Это позволило разработать универсальные комплексные гидрометаллургические технологии переработки широкого спектра подобного сырья цветных металлов.