Способ выделения металлов, таких как золото и платина, включающий тонкое измельчение, образование пульпы и окисление

010939 Предпосылки создания изобретения Данное изобретение относится к способу получения металлов, а именно обычных металлов, платины или золота, из сырьевого материала. Патент США 6833021 описывает способ получения металлов, а именно обычных металлов, платины или золота, из сырьевого материала. В этом способе сырьевой материал тонко измельчают и выщелачивают раствором, включающим известь и/или известняк, в присутствии кислородсодержащего газа. Реакцию осуществляют в открытом резервуаре и кислород вводят с посредством барботажа. Расход кислорода в этом способе большой, 200-1000 кг кислорода на тонну твердых веществ. Резервуары, кроме того, нагревают, и целью способа является полный распад сульфидов. Расход извести тоже очень большой и составляет 100-1200 кг извести и/или известняка на тонну твердых веществ. Более того, этот способ требует большого резервуарного парка для разложения сульфидов и высоких капитальных и эксплуатационных затрат. Целью данного изобретения является разработка усовершенствованного и экономичного способа получения из сырьевого материала металлов, таких как обычные металлы, платина или золото. Краткое изложение сущности изобретения Согласно изобретению предлагается способ получения металлов, а именно обычных металлов, платины или золота, из сырьевого материала, причем этот способ включает стадии: 1) получение сырьевого материала в виде пульпы с частицами, имеющими размер d90, равный 100 мкм или менее, предпочтительно 50 мкм или менее, более предпочтительно 25 мкм или менее, еще более предпочтительно 15 мкм или менее, наиболее предпочтительно 10 мкм или менее; 2) многократное пропускание пульпы через окислительное устройство и 3) необязательно, проведение насыщенной кислородом пульпы через стадию выщелачивания. Стадии 1) и 2) можно осуществлять одновременно. Окислительное устройство на стадии 2) предпочтительно работает при давлении от 1 до 10 бар,обычно около 2,5 бар. Предпочтительно кислород вводят в окислительное устройство на стадии 2) в виде пузырьков,предпочтительно размер пузырьков кислорода равен от 1 до 1000 мкм, предпочтительно 1-500 мкм, типично в среднем 100 мкм. Предпочтительно окислительное устройство обеспечивает интенсивное перемешивание пульпы. Предпочтительно давление в кислородной магистрали в точке инжекции кислорода превышает давление в окислительном устройстве и составляет приблизительно 10 бар. Расход кислорода окислительным устройством на стадии 2) составляет 20-200 кг/т пульпы. Предпочтительно пульпа рециркулирует через окислительное устройство на стадии 2) 10 и более раз, например от 10 до 300 раз, обычно от 20 до 200 раз, предпочтительно от 50 до 200 раз, типично 100150 раз. Пульпа рециркулирует через окислительное устройство на стадии 2) через резервуар и при поддержании рН среды в резервуаре в пределах 10-11, обычно посредством добавления извести или любой другой щелочи. Краткое описание чертежей Фиг. 1 - блок-схема первой стадии изобретения, в которой сырьевой материал измельчают до образования сверхтонкой пульпы; фиг. 2 - блок-схема второй стадии, стадии окисления по изобретению и фиг. 3 - блок-схема необязательной третьей стадии, стадии выщелачивания. Описание примеров осуществления изобретения В первой стадии способа согласно изобретению сырьевой материал, содержащий ценные металлы,измельчают до получения частиц, имеющих размер d90, равный 100 мкм или менее, предпочтительно 50 мкм или менее, более предпочтительно 25 мкм или менее, еще более предпочтительно 15 мкм или менее,наиболее предпочтительно 10 мкм или менее с целью образования сверхтонкой пульпы. В соответствии с примером осуществления изобретения и со ссылкой на фиг. 1, сырьевой материал в виде огнеупорного золотосодержащего сырьевого источника - флотационного или гравитационного концентрата или же как он есть материала - вводят в мельницу и измельчают до выделения крупинок золота размером в 0,5-20 мкм предпочтительно в вертикально перемешивающей мельнице, используя среду для помола предпочтительно диаметром 1-2 мм, например используя вертикально перемешивающую мельницу Deswik или его эквивалент. Исходное сырье 12, подлежащее измельчению, нагнетают или под воздействием силы тяжести подают в резервуар 16, питающий измельчитель. Подлежащий измельчению материал нагнетают из резервуара 16 посредством линии 18 в измельчитель 10. Измельченный материал, выходящий из измельчителя 10, нагнетают по линии 20 через сортирующий циклон 22. Нижний поток 24 (содержащий материал слишком большого размера) из циклона 22 возвращается в питающий измельчитель резервуар 16, в то время как верхний поток циклона (сверхтонкая пульпа, имеющая желательный размер частиц) подается по линии 26 к следующей стадии способа, а именно стадии окисления. До измельчителя 10 предпочтительно производить сортировку, чтобы материал крупного размера не повредил футеровку измельчителя и абразивные круги. Измельчитель 10 следует загружать с постоянной рекомендуемой ско-1 010939 ростью потока, а плотность нужно регулировать от 40 до 50% твердого вещества путем добавления воды в питающий измельчитель резервуар 16. Воду 14 следует также добавлять в резервуар питающего измельчителя, если вязкость измельченной массы слишком высокая для условий перекачки. В качестве альтернативы можно использовать любой другой вид устройства или технологии сверхтонкого помола. Для руд, содержащих заметные количества примесного углеродсодержащего материала, такого как,например, графит, полезно включить стадию удаления углерода перед стадией сверхтонкого помола по изобретению. Это может быть достигнуто различными путями: например, в одном случае можно использовать комбинацию гравитационных методов (столы и/или прочее) с флотацией и циклонированием высокого давления для возврата захваченного пирита в углеродный концентрат. При таком способе можно получать отделенную фракцию углерода. Если степень золота в углеродном концентрате крайне высокая для отделения, можно использовать альтернативные методы для извлечения золота из графита, например прокаливание, сопровождаемое выщелачиванием цианидом. Во второй стадии способа согласно изобретению пульпу сверхтонкого помола из первой стадии окисляют путем прокачки ее через встроенное статичное насыщающее кислородом устройство интенсивного перемешивания и возвращают ее в резервуар или другую емкость, включающую трубные колонны. На фиг. 2 пульпа 26 сверхтонкого помола подается в резервуар 28, который служит питающим и рециркуляционным резервуаром для окислительного устройства 30. Пульпа прокачивается из резервуара 28 через ящик-сито 32 для отсеивания материала размером более 15 мм, который приводит к забиванию окислительного устройства 30. Затем просеянный материал прокачивают через окислительное устройство 30, создавая противодавление суспензии от свыше 1 до 10 бар, обычно около 2,5 бар. Противодавление устройства 30 отображается на манометре. Кислород вводят в устройство 30 через откалиброванный соответствующим образом расходомер. Давление в кислородной магистрали в месте ввода должно быть выше противодавления в окислительном устройстве, предпочтительно около 10 бар, для преодоления шламового противодавления в устройстве 30 и достижения требуемых расходов кислорода. Во избежание попадания суспензии в кислородную систему следует установить в кислородных магистралях обратные клапаны. Пульпу многократно пропускают через окислительное устройство 30 через резервуар 28. Количество прохождений через окислительное устройство 30 является критическим для стадии окисления. Хотя 100-150 прохождений является характерным, их число может колебаться в пределах от 10 до 300 раз в зависимости от обогащаемой руды. Размер пузырьков, создаваемых в окислительном устройстве 30, имеет также важное значение и может колебаться в пределах от 1 до 1000 мкм, предпочтительно 1500 мкм, типичен средний размер в 100 мкм. Суспензию следует прокачивать со скоростью 5-20 м/с,предпочтительно около 10 м/с, через окислительное устройство для создания внутреннего перемешивания в установке. Противодавление в устройстве 30 может составлять от 1 до 10 бар. В устройстве 30 используется приспособление из незакупоренного пористого материала (например, PTFE/тефлоновая фритта) или система с применением трубки Вентури со щелевым или пластинчатым соплом для ввода в пульпу крошечных пузырьков кислорода. Последующая система компрессионной камеры вызывает быстрое расширение и сжатие этих пузырьков (кавитация), что способствует растворению кислорода. Конструкция устройства 30 предотвращает соединение пузырьков, а поддержание давления (приблизительно 2,5 бар, хотя возможно колебание в диапазоне 1-10 бар) также способствует растворению кислорода. Расход кислорода может составлять 20-200 кг/т в зависимости от руды. Окислительную стадию осуществляют в устройстве/реакторе для окисления, которое(ый) работает при давлении от 1 до 10 бар. Кислород вводят в реакторную суспензию для содействия окислению. Окисление является автотермическим, не требующим никакого внешнего нагрева. Температуру можно регулировать путем добавления кислорода. Основными реакциями в реакции окисления являются следующие:FeS2 + 15/4O2 + 1/2H2O = 1/2Fe2(SO4)3 + 1/2H2SO4FeS2 + 9/4O2 + 1/2H2SO4 = 1/2Fe2(SO4)3 + 1/2H2O + S Происходят также и другие реакции, включающие окисление арсенопирита, например окисление мышьяка и связывание в виде арсената железа:+ 3CaSO42H2O + H2O Окисляются и сульфиды основных металлов, например халькопирит. Эти реакции окисления способствуют разрушению матрицы сульфида, обнажая, таким образом, абсорбированные крупицы золота.pH в питающем резервуаре 28 должен поддерживаться в пределах 10-11 посредством добавления извести или любой другой щелочи, 34. Побочным продуктом реакций окисления является серная кислота, которая понижает pH. Если pH падает до 7-9, повышается риск тиосульфатного выщелачивания золота. Это нежелательно, поскольку комплекс золото-тиосульфат крайне нестабилен и имеет тенденцию к осаждению на заряженные поверхности, что приводит к потерям золота. Расход извести в этой окислительной стадии превышает норму для выщелачивания золота и может равняться 10-200 кг/т в зависимости от обогащаемой руды. Тем не менее эта амплитуда величин остается меньшей, чем в способе в соответствии с патентом США 6833021. Другим побочным продуктом реакций окисления является тепло,-2 010939 так как эти реакции - экзотермические. Температура пульпы может колебаться в пределах 30-95C в зависимости от обогащаемой руды. Температуру пульпы следует контролировать, поскольку она является показателем эффективности окисления. Вязкость пульпы также должна визуально контролироваться, и воду 36 следует добавлять при очень высоком повышении вязкости. Цель стадии окисления состоит не в том, чтобы обязательно окислить сульфидную матрицу и тем самым разрушить ее, а скорее в том, чтобы насытить потребители цианидов, которые легко проникают в раствор. Тем не менее в этой стадии можно достигать частичного или полного разрушения сульфидной матрицы, если это оказывается экономичным, когда сопоставляют прирост извлекаемого золота и потребление реактива. Для более агрессивного окисления можно использовать различные кислоты. Можно использовать также и альтернативные окислители от пероксида до озона и воздуха. Третья стадия способа - это статичная стадия выщелачивания с помощью смесителя/оксигенатора. Эта стадия не является решающей для способа, но в значительной мере способствует ускорению кинетики выщелачивания. Данная стадия нежелательна, если в руде присутствует очень агрессивная, так называемая пустая порода: для оценки степени присутствия пустой породы следует сначала провести стандартные лабораторные тесты на ее наличие. Для повышения контакта между пульпой и выщелачивателем, таким как цианид, а также окисления пульпы здесь в стадии окисления используют описываемые как таковые смеситель/оксигенатор. Согласно фиг. 3, свежий сырьевой материал 38 из стадии 2) вместе с цианидом 40 вводят в систему и подают по воронкообразной трубе 42 к всасывающему насосу 44, через смеситель/оксигенаторг 46 к трубной колонне 48, которая действует как рециркуляционный резервуар. Свежую пульпу в сочетании с повторно используемой пульпой нагнетают через оксигенатор 46 при противодавлении в примерно 2,5 бара (может равняться от 1 до 10 бар). Кислород добавляют в оксигенатор 46 через расходомер. Давление в кислородной магистрали равняется предпочтительно 10 бар. Противодавление в оксигенаторе 46 измеряется манометром. Предпочтительно, чтобы пульпа подвергалась просеиванию посредством ящика-сита, устанавливаемого перед всасывающим насосом, для отбраковки частиц размером более 15 мм, которые являются причиной забивания оксигенатора 46. Пульпа, выходящая из оксигенатора 46, выпускается в трубную колонну 48 в месте ниже верхнего потока 50 в колонне 48. Верхний поток 50 из колонны 48 может или перемещаться под воздействием силы тяжести или нагнетаться в установку выщелачивания по выбору, предпочтительно Carbon in Leach (CIL) или Resin in Leach(RIL). Частицы сохраняются во взвешенном состоянии в колонне 48 благодаря высокой скорости нагнетания. Предпочтительное число прохождений равно 20, хотя оно может колебаться от 1 до 100 раз. В данной отрасли промышленности хорошо известно, что для выщелачивания требуются кислород и цианид. Также известно, что кинетика и степень выщелачивания зависят от степени взбалтывания пульпы, давления и температуры. Эти требования для выщелачивания выполняются в оксигенаторе, и,следовательно, кинетика и степень выщелачивания улучшены. Более быстрая кинетика резко сокращает размер требуемой последующей установки выщелачивания, а также обеспечивает дополнительную выгоду в больших загрузках углерода и смолы для установок CIL и RIL, снижая блокировку золота в адсорбенте. Возможны также и более низкие потери золота в растворенном виде вследствие гораздо более долгого времени контактирования растворенного золота и адсорбента. В результате установка выщелачивания работает намного более стабильно и безотказно. Некоторые золотосодержащие руды содержат значительные количества меди или других обычных металлов, которые осложняют выщелачивание золота из-за потребления больших количеств цианида. В этом случае можно включить дополнительную стадию - после стадий тонкого измельчения и окисления по изобретению, перед выщелачиванием золота - для извлечения меди, которую можно или отделять,если количества ее слишком низки, или же обогащать согласно обычным технологическим схемам для обычных металлов, если это оказывается экономичным. Например, простой углерод может быть введен на стадию пульпы для адсорбции выщелоченной меди перед выщелачиванием золота. Осуществление окислительной стадии по изобретению в кислой среде может усилить выщелачивание меди. Естественно,pH фактор следует повысить снова до 10-11 для цианидного выщелачивания. Хотя вышеупомянутый способ был описан для применения в производстве золота из тугоплавкой золотосодержащей руды, в которой золото содержится главным образом в пирите и/или пирротите и/или арсенопирите, а также кварце, способ может также найти применение в производстве обычных металлов и платины. В результате комбинированных действий стадии сверхтонкого помола, стадии окисления, в которой пульпу подвергают воздействию мелких пузырьков путем многократного пропускания, и, необязательно,выщелачивания золота в статичном смесителе/оксигенаторе, можно получить следующие преимущества. Существенное сокращение времени, требуемого для выщелачивания, 8-25% от первоначального(напр., продолжительность выщелачивания снижается на 75-90%). Например, цианидное выщелачивание в соответствии с патентом США 6833021 занимает приблизительно 24 ч, тогда как цианидное выщелачивание по данному изобретению 2-3 ч. Выделение золота обычными способами можно повысить на 20-85%. Расход цианида можно резко сократить на 50-90% по сравнению с традиционными способами. Бо-3 010939 лее того, способ по патенту США 6833021 обеспечивает сокращение потребления цианида лишь на 20%. Намного более стабильная хвостовая фракция золота и гораздо менее требовательное оборудование для выщелачивания. Способ может быть усовершенствован для существующего оборудования. Более низкие капиталовложения, чем в способе по патенту США 6833021 (который требует наличия резервуарного парка), поскольку способ по данному изобретению можно осуществлять с помощью единственного резервуара. Более низкие эксплуатационные расходы, так как требуется гораздо меньшее количество кислорода(20-200 кг на тонну потребление кислорода в предлагаемом изобретении) и также гораздо меньшее количество извести (50-200 кг на тонну потребление извести в предлагаемом изобретении) в сравнении со способом в соответствии с патентом США 6833021 (в котором потребление кислорода составляет 2001000 кг кислорода на тонну твердого вещества и потребление извести составляет 100-1200 кг извести и/или известняка на тонну твердого вещества). В четвертой стадии продукт, полученный на стадии выщелачивания с помощью статичного смесителя/оксигенатора, подвергают далее обработке существующими обычными способами. ПредпочитаютCIL или RIL, хотя можно также использовать вместо цианида другие выщелачиватели и другие способы,включая осаждение цинка и т.п. Теперь изобретение будет описываться более подробно со ссылкой на следующие неограничивающие объем изобретения примеры. Пример 1. Сырьевой материал из углеродистой сульфидной руды сверхтонко измельчали до частиц, имеющих размеры d90, равный 5,7 мкм, при соотношении жидкости к твердому веществу 1:1. Затем регулировалиpH среды до 11 путем добавления извести. Потом этот шламовый материал пропускали 100 раз (эквивалентно) через встроенное окислительное устройство (в данном случае аэратор Aachen от компанииMaelgwyn Mineral Services Ltd.). Шламовый материал прокачивали через окислительное устройство, создавая шламовое противодавление, равное 2,5 бар. Кислород инжектировали в окислительное устройство при давлении в кислородной магистрали, равным 5-6 бар, через незакупоренную PTFE 10-мкм фритту для получения пузырьков кислорода, имеющих средний размер, равный 100 мкм. Затем окисленный материал подвергали стандартному бутылочному тестированию в присутствии цианида и углерода. Результаты извлечения приведены ниже в табл. 1. В табл. 1 приведены также результаты базового варианта, когда способ осуществляли на базе руды,имевшей размер частиц d90, равный 348 (т.е. без тонкого размола) и без стадий насыщения кислородом и фрагментирования. Таблица 1 Пример углеродистой сульфидной руды Из табл. 1 видно, что для окисленной суспензии, обработанной согласно примеру 1, который был сверхтонко измельчен до d90, равного 5,7 мкм, по сравнению с базовым вариантом в стадии цианидного выщелачивания, процент извлечения повысился с 25 до 83%. Расход цианида для суспензии из примера 1 также понизился, по сравнению с базовым вариантом, с 6 до 0,8 кг/т. Пример 2. Сырьевой материал из тугоплавкой золотосодержащей руды, который представляет собой сульфидный флотационный концентрат, сверхтонко измельчали до частиц, имеющих размеры d90, равный 10 мкм, при соотношении жидкости к твердому веществу 1:1. Затем регулировали pH среды до 11 путем добавления извести. Потом этот материал в виде суспензии пропускали различное число раз через встроенное окислительное устройство (в данном случае аэратор Aachen от компании Maelgwyn Mineral Services Ltd.). Материал в виде суспензии прокачивали через окислительное устройство, создавая шламовое противодавление, равное 2,5 бар. Кислород инжектировали в окислительное устройство при давлении в кислородной магистрали, равным 5-6 бар, через незакупоренную PTFE 10-мкм фритту для получения пузырьков кислорода, имеющих средний размер, равный 100 мкм. Табл. 2 показывает процент извлечения после 24-часового цианидного выщелачивания для случая,когда нет стадии насыщения кислородом, а также способы согласно изобретению, когда осуществляют 20- и 100-кратное пропускание через окислительное устройство и затем происходит цианидное выщела-4 010939 чивание и когда осуществляют 100-кратное пропускание через окислительное устройство, сопровождаемое 20-кратным пропусканием через окислительное устройство, которое включает цианидное выщелачивание (15 кг/т цианида) и затем 24-часовое бутылочное цианидное выщелачивание. После цианидного выщелачивания, которое было проведено с помощью бутылочных роликов, образцы фильтровали, промывали и затем твердый остаток, раствор и уголь подвергали анализу на наличие золота. Массы углерода и твердого вещества после сушки записывали. Определяли конечные рНфакторы и конечные концентрации цианида. Подсчитывали и регистрировали процент извлечений, которые приведены в табл. 2. Таблица 2 В табл. 2 показано, что прохождение через окислительное устройство повышает уровень извлечения золота с 76,31 до 83,30% в случае 20-кратного пропускания и до 84,47% в случае 100-кратного пропускания, а извлечение до 86,41%, достигается путем добавления еще одной стадии прохождения через окислительное устройство, которая включает цианидное выщелачивание. Степень остаточных фракций с 12,20 г/т для базового варианта до 8,00 г/т для 100-кратного прохождения через окислительное устройство и до 7,00 г/т с дополнительной стадией прохождения через окислительное устройство, которое включает цианидное выщелачивание. Пример 3. Представленные ниже графики 1-3 отображают преимущества изобретения в сравнении с существующим способом, в котором используется обычный помол (80% частиц имеет размер, равный 75 мкм),а также существующий способ, в котором применяется только тонкий помол (где не используется стадия насыщения кислородом с многократным прохождением, что представлено на графиках нулевыми точками прохождений), и улучшения в степени извлечения золота, которые имеет изобретение в обоих случаях. График 1. Расход реактива от числа прохождений График 3. Извлечение золота от числа прохождений График 1 отображает легкое повышение расхода извести, когда образец обычного помола (80% частиц имеет размер, равный 75 мкм) тонко измельчают (до d90, равного 15 мкм) и затем подвергают цианидному выщелачиванию. Расход извести увеличивается чуть более чем в два раза для тонкого помола при прохождении через стадию насыщения кислородом по изобретению. Тем не менее расход, равный 25 кг/т, остается минимальным по сравнению со способом патента США 6833021. График 2 ясно отображает преимущества изобретения по одному лишь параметру тонкого помола. Содержание в остаточной фракции действительно резко увеличивается, когда тонкий помол используется самостоятельно, после чего следует цианидное выщелачивание (увеличение от 8 до 12 г/т). После тонкого помола и 100-кратного прохождения на стадии окисления содержание золота в остаточной фракции резко падает до 4 г/т. График 3 иллюстрирует снижение процента извлечения (с 85 до 76%) для образца, подвергнутого лишь тонкому измельчению без стадии окисления согласно предлагаемому изобретению, и резкое повышение извлечения до 92%, когда тонкий помол сопровождается стадиями окисления согласно предлагаемому изобретению. Табл. 3 демонстрирует снижение процента извлечения с 60,37% для d90, равного 25 мкм до 42,62% для d100, равного 25 мкм, когда используется только тонкий помол. Сочетание тонкого помола для d100,равного 25 мкм (100% частиц имеет размер, равный 25 мкм) и 130-кратное прохождение стадии окисления согласно изобретению повышает извлечение до 68%. Тонкий помол сам по себе не повышает процент извлечения, а фактически понижает его в этом случае. Наблюдается также большое снижение в расходе цианида, с 22 кг/т для только тонкого помола до 2 кг/т для тонкого помола плюс стадии окисления с многократным прохождением согласно изобретению. Потребление извести увеличивается с 11,15 кг/т для мелкого измельчения как такового до 34,38 кг/т для мелкого измельчения плюс стадии окисления с многократным прохождением согласно изобретению, хотя по-прежнему стоит сравнить с расходом извести в способе в соответствии с патентом США 6833021 (который составляет 100-1200 кг извести и/или известняка на тонну твердых веществ). 1 бар = 1105 Pa,1 тонна = 1000 кг. ФОРМУЛА ИЗОБРЕТЕНИЯ 1. Способ получения металлов из сырьевого материала, включающий в себя стадии: 1) получения сырьевого материала в виде пульпы с частицами, имеющими размер d90, равный 100 мкм или менее; 2) многократное пропускание пульпы через окислительное устройство, причем кислород вводят в окислительное устройство в виде пузырьков. 2. Способ по п.1, в котором металлами являются обычные металлы, платина или золото. 3. Способ по п.1 или 2, в котором сырьевой материал представляет собой пульпу с частицами,имеющими размер d90, равный 100 мкм или менее. 4. Способ по п.3, в котором сырьевой материал представляет собой пульпу с частицами, имеющими размер d90, равный 25 мкм или менее. 5. Способ по п.4, в котором сырьевой материал представляет собой пульпу с частицами, имеющими размер d90, равный 15 мкм или менее. 6. Способ по любому из предшествующих пунктов, в котором окислительное устройство на стадии 2) работает при давлении выше 1 бар (1105 Pa). 7. Способ по п.6, в котором окислительное устройство на стадии 2) работает при давлении до 10 бар(1106 Pa). 8. Способ по п.7, в котором окислительное устройство на стадии 2) работает при давлении около 2,5 бар (2,5105 Pa). 9. Способ по п.1, в котором размер пузырьков равен от 1 до 1000 мкм. 10. Способ по п.9, в котором размер пузырьков равен от 1 до 500 мкм. 11. Способ по п.1, в котором пузырьки имеют средний размер, равный 100 мкм. 12. Способ по любому из предшествующих пунктов, в котором окислительное устройство обеспечивает интенсивное перемешивание пульпы. 13. Способ по любому из предшествующих пунктов, в котором давление в кислородной магистрали в месте инжекции кислорода в окислительное устройство превышает давление в окислительном устройстве. 14. Способ по п.13, в котором давление в кислородной магистрали составляет около 10 бар (1106Pa). 15. Способ по любому из предшествующих пунктов, в котором расход кислорода окислительным устройством на стадии 2) составляет от 20 до 200 кг/т пульпы. 16. Способ по любому из предшествующих пунктов, в котором пульпа рециркулирует через окис-7 010939 лительное устройство на стадии 2) 10 и более раз. 17. Способ по п.16, в котором пульпа рециркулирует через окислительное устройство на стадии 2) от 10 до 300 раз. 18. Способ по п.17, в котором пульпа рециркулирует через окислительное устройство на стадии 2) от 20 до 200 раз. 19. Способ по п.18, в котором пульпа рециркулирует через окислительное устройство на стадии 2) от 50 до 200 раз. 20. Способ по п.19, в котором пульпа рециркулирует через окислительное устройство на стадии 2) от 100 до 150 раз. 21. Способ по любому из предшествующих пунктов, в котором пульпа рециркулирует через окислительное устройство на стадии 2) через резервуар и при поддержке рН среды в резервуаре в пределах от 10 до 11.