Способ кучного выщелачивания золота. Активационное кучное выщелачивание золота Ран выщелачивание золота

1) известковый алеврит с субмикронными частицами золота и примесями пирита, галенита, киновари, стибнита;

2) окремненные алевролиты с микронными частицами золота, часто связанными с остаточными окислами железа;

3) песчаная и доломитовая руда, содержащая золото в межзерновом пространстве;

4) жильная кварцевая руда;

5) изверженные горные породы с небольшими кварцевыми жилами со свободным золотом.

Цианидное выщелачивание

Цианидное выщелачивание на сегодняшний день является основным способом извлечения золота из руд, как в традиционной технологии, так и при геотехнологической добыче. В качестве реагента используются соли циановой кислоты – цианиды натрия или калия концентрацией 0.02–0.3%. Растворение золота происходит по реакции 2Au + 4KCN + 0/2O 2 + Н 2 O = 2KAu(CN) 2 + 2КОН, из которой следует необходимость введения в процесс окислителя – добавок в рабочий раствор перекиси водорода, гипохлоритов калия, натрия и др. В цианистых растворах должно быть обеспечено, кроме того, создание, так называемой, защитной щелочи, уменьшающей разложение цианистых солей. В подземном или кучном выщелачивании для предотвращения кольматационных явлений предпочтительнее использование едких щелочей (КОН или NaOH), не приводящих к увеличению в растворе содержания кальция.

Процесс цианирования золотосодержащих руд и концентратов используется и в традиционной технологии и, соответственно, разносторонне изучен. В частности установлено, что скорость растворения золота может контролироваться либо концентрацией NaCN, либо кислорода; интенсивное пассивирование золота имеет место в присутствии солей свинца; при малых концентрациях (5–25 мг/л) серебро, свинец и ртуть ускоряют растворение золота; в присутствии сульфосолей мышьяка скорость растворения золота резко подавляется.

Интенсификация цианирования может быть достигнута за счет предварительного введения извести и цемента для гранулирования материала; использования концентрированных цианистых растворов, цианида кальция, который дешевле NaCN, комбинированных реагентов (особенно для теллуристых и золотосеребряных руд); введения в раствор некоторых добавок (солей таллия, марганца, высокомолекулярных спиртов и т. д.).

Продолжительность выщелачивания колеблется от 7 до 30 суток для дробленой руды (крупностью менее 20 мм) и до нескольких месяцев для получаемой в результате взрыва.

При всех достоинствах цианистого процесса извлечения золота из руд у него имеется и существенный недостаток – очень высокая токсичность цианистых солей. До сих пор не решена проблема обезвреживания стоков, поэтому уже давно ведется поиск альтернативных реагентов для гидрометаллургической (в том числе и геотехнологической) переработки золотосодержащего сырья.

Тиомочевинное (тиокарбамидное) выщелачивание

Возможным заменителем цианистых растворителей золота являются кислые растворы тиомочевины. Впервые предложения об использовании тиокарбамидного выщелачивания для извлечения золота из сурьмянистых руд были высказаны в начале сороковых годов XX века. Исследования как у нас в стране, так и за рубежом показали следующие преимущества тиомочевинного растворения, по сравнению с цианированием: скорость процесса выше примерно в 10 раз, он менее подвержен воздействию со стороны ионов-примесей, меньше удельный расход и коррозионная активность реагента. Вместе с тем указывались и отрицательные моменты: тиомочевина дороже NaCN на 25%, в окислительных условиях она разлагается, имеются сложности при извлечении золота из тиомочевинных растворов активированным углем.

Тиомочевинная технология перспективна для переработки углеродсодержащих глинистых золотоносных руд, а также мышьяксодержащих. В цианистом процессе серьезные трудности вызывает наличие меди, при тиомочевинном растворении это осложнение частично снимается вследствие значительно меньшей скорости ее разложения, эффективно растворяется золото в кислых растворах в присутствии окислителя. Установлено, что наилучшим из исследованных реагентов является раствор тиомочевины с добавками серной кислоты и трехвалентного железа. При этом окислительно-восстановительный потенциал не может быть ниже 125–130 мВ (из-за осаждения золота) и выше 160–165 мВ (из-за окисления свободной тиомочевины). Стабилизация его в ходе процесса на определенном уровне может осуществляться, например, добавками сернистого газа. Эксперименты показали, что в случае тиомочевинного выщелачивания золото извлекаешься с большей полнотой, чем цианированием: 90 – 97% против 81–92%. Показана возможность использования растворов тиомочевины в замкнутом цикле с концентрацией железа не выше 10–12 г/л.

В результате промышленных испытаний установлено: тиомочевинное выщелачивание золота возможно, причем извлечение его равно или выше, чем при планировании; в случае тонкой вкрапленности золота такое выщелачивание не имеет кинетических преимуществ перед цианированием; тиомочевинная технология может оказаться рентабельной даже с низким извлечением (60%) выщелачивания углеродсодержащих руд, которые невозможно перерабатывать иными способами, она может быть использована для переработки низкосортных золотосодержащих отвалов.

В промышленном масштабе тиомочевина применяется лишь на предприятиях с очень богатым концентратом, что оправдывает затраты на реагент. В России в результате испытаний на опытных установках выявлены недостатки способа: длительность операции закисления, высокий расход кислоты, обогащение продуктивных растворов элементами-примесями и др.

Эксплуатационные затраты при тиокарбамидном выщелачивании в целом примерно на 25% меньше, чем для цианирования за счет существенно (более чем в три раза) меньших затрат на обезвреживание промышленных стоков.

Тиосульфатное и аммиачно-тиосульфатное
выщелачивание

Процессы тиосульфатного и аммиачно-тиосульфатного выщелачивания золота протекают по следующим реакциям:

4Au + O 2 + 8S 2 O 3 2- + 4H + → 4Au(S 2 O 3) 2 3- + H 2 O,

Au + 5S 2 O 3 2- + Cu(NH 3) 4 2+ → Au(S 2 O 3) 2 3- + 4NH 3 + Cu(S 2 O 3) 3 5-

Образующийся тиосульфатный комплекс золота очень прочный (константа диссоциации равна 10 -26).

Наличие растворимой меди и сульфидов может замедлить процесс аммиачно-тиосульфатного растворения золота, если не принять специальных мер. В частности, его рекомендуется проводить в слабоокислительной среде.

Аммиачно-тиосульфатное выщелачивание применимо к упорным для цианистого процесса рудам: марганцевым и медистым. Оптимальные условия сохраняются поддержанием в растворе рН на уровне 7–8 ед. Это обеспечивает устойчивость тиосульфат-ионов. Установлено, что при их отсутствии извлечение золота резко падает, кроме того, для повышения скорости реакции рекомендуется вводить в систему элементарную серу. Испытания, проведенные с рудами ряда месторождений США и Мексики, показали, что выщелачивание реагентом, состоящим из смеси тиосульфата и сульфита аммония, обеспечивает извлечение золота в пределах 50 – 96%. Аммиачными тиосульфатными растворами можно добывать золото и серебро из хвостов окислительного выщелачивания в присутствии меди.

Окислительное выщелачивание
минеральными кислотами и солями

Этот способ применим для добычи серебра и, в меньшей степени, золота. Имеется патент на селективное солянокислое выщелачивание золота, серебра, свинца, сурьмы и висмута из арсенатов. Процесс проводят при рН = 1 и с наличием в растворе железа (2–4 г/л).

Для переработки материалов, содержащих благородные металлы, рассмотрена возможность использования гидрохлорирования, имеющего некоторые преимущества, по сравнению с цианистым процессом: большая концентрация окислителя (молекулярный хлор) в растворе обусловливает высокую скорость процесса; возможность получения солянокислых растворов, из которых удобно выделять золото электролизом, переработки ряда упорных для цианирования золотосодержащих материалов, в том числе углистых, медистых, мышьяковистых и других, а также разделения золота и серебра при их осаждении из солянокислых растворов.

Экологически чистый способ извлечения благородных металлов из руд, в том числе карбонатных, включает их обработку водным раствором, содержащим хлоридные и гипохлоридные ионы, восстановление металлов цементацией, регенерацию ионов гипохлорита электрохимическим способом и повторное использование выщелачивающего раствора. Гипохлорирование применяется для предварительной обработки углеродсодержащих золотых руд перед цианированием, чтобы извлечь золото из шлака, обогащенного сурьмой.

В опытно-промышленных масштабах исследовано извлечение золота и серебра из анодных шламов электролиза меди с применением смеси концентрированных кислот: 1 объем азотной и 3 – соляной.

Кроме того, теоретически и экспериментально прорабатываются варианты выщелачивания золота иодидными, тиоцианатными растворами, а также раствором хлорида меди.

В последнее время в США ведутся исследования по сорбционному извлечению золота из пульпы с помощью активного угля, обладающего магнитными свойствами. Этот способ позволяет селективно извлекать золото в присутствии таких примесей как As, Sb и др. Ввиду того, что большинство руд содержит магнетит в количестве 0.2–3%, необходима предварительная магнитная сепарация руды.

Многие из перечисленных методов химического извлечения золота используются только для чанового выщелачивания, поскольку требуют проведения некоторых дополнительных операций.

Бактериальное выщелачивание

Существенная интенсификация процесса выщелачивания достигается в присутствии бактерий. Например, тионовые бактерии Thiobacillus ferrooxidans могут применяться для выщелачивания меди, никеля, цинка, мышьяка, кадмия, золота и других металлов. В России и Канаде разрабатываются технологии бактериального выщелачивания мышьяка и вскрытия тонковкрапленного золота из упорных золотосодержащих концентратов перед их цианированием. Это позволяет исключить дорогостоящий процесс обжига, загрязняющий атмосферу ядовитыми соединениями мышьяка.

Упорные руды характеризуются тонковкрапленным (субмикроскопическим) трудно вскрываемым золотом, присутствием минералов сурьмы, меди, мышьяка, двухвалентного железа, а также сульфидов и углистых сланцев. Они не перерабатываются обычным цианированием. Для пирротиновых, медистых и сурьмянистых руд рекомендуются добавки PbO 2 или Pb(NO 3) 2 , интенсивная аэрация и сравнительно низкая концентрация выщелачивающего раствора NaCN; для углистых руд – многостадийные схемы цианирования с быстрым отделением продуктивных растворов от твердой части пульпы; для сульфидных и мышьяковистых руд – окислительный обжиг, в результате которого плотные зерна сульфидов переводят в пористый гематит

2FeS 2 + 5/2O 2 = Fe 2 O 3 + 4SO 2 ,

2FeAsS + 5O 2 = Fe 2 O 3 + As 2 O 3 + 2SO 2 .

Бактериальное выщелачивание позволяет решить проблему переработки труднообогатимых руд.

Проводится поиск новых видов микроорганизмов, которые способны функционировать не только в кислой, но и в нейтральной и в щелочной средах. Как показали опыты, проведенные в СССР и в Индии, специальное внесение бактерий в рудную массу необязательно. Путем адаптации с использованием различных мутагенных факторов можно получить культуру со свойствами, необходимыми для ее промышленного применения.

Пионерами исследований по бактериальному выщелачиванию золота были институт Пастера (Франция) и университет г. Дакар (Сенегал). Информация об этих работах появилась в печати в 60-х годах XX века.

Бактериальные методы извлечения золота из руд базируются на результатах изучения микрофлоры крупных золоторудных месторождений, позволивших выделить культуры доминирующих видов бактерий и грибов. Установлено, что повышенной активностью в процессе растворения золота обладают представители родов Bacillus, Bacterium, Chromobacterium, а также полученные на основе индуцированного мутагенеза штаммы бактерий Bac. mesentericus niger 12 и 129.

Микроскопические грибы, в отличие от бактерий, способны аккумулировать золото из растворов. Наиболее эффективны представители родов Aspergillus niger и Aspergillus oryzae.

В процессах бактериального выщелачивания золота определяющая роль принадлежит продуктам микробного синтеза: аминокислотам, пептидам, белкам и нуклеиновым кислотам. Углеводы в растворении золота участия не принимают. Экспериментально установлено, что в кислой среде белки осаждают золото, а в щелочной – растворяют. Солерастворимые белки микробного синтеза существенно лучше действуют на золото, чем глобулин животного происхождения. Реакционная способность пептидов зависит от их молекулярного веса: чем он меньше, тем выше растворимость золота.

В результате исследований факторов, регулирующих выщелачивание золота продуктами метаболизма гетеротрофных микроорганизмов, определено, что начальной стадией процесса является биосинтез золоторастворяющих соединений, который рекомендуется проводить в течение 2–3 суток при рН среды 5.5–6.5, температуре 30-35˚С и загрузке 3–4-х суточного посевного материала в количестве 4–5%. Основной процесс выщелачивания золота следует проводить при рН 9–10 в присутствии окислителя металла.

Исследованы механизм и кинетика растворения золота в водно-щелочных смесях малоно-нитрила. Показано, что наибольшая эффективность его проявляется в области рН 10 – 11, концентрация золота может достигать 65–70 мг/л, но уже при рН > 11.5 растворимость золота резко падает, а в кислой среде она практически не происходит.

Разложение золота существенно возрастает при использовании модифицированных гуминовых кислот, полученных путем нитрирования и сульфирования природных гуматов, а концентрация достигает 48–50 мг/л, что в 15–16 раз выше, чем с природными гуминовыми кислотами.

Для кучного выщелачивания золота аминокислотами микроорганизмов смонтирована установка и проведены испытания на песчаной руде (0.75 г/т Au) крупностью –300 +0 мм. Наибольшей величины концентрация золота в продуктивных растворах достигла в первые 5–6 суток. При средней скорости фильтрации 12–15 л/т * сутки за 12 суток было извлечено 46.7% золота и израсходовано 0.6 кг аминокислот, 0.4 кг перманганата калия и 4 кг гидроксида натрия на тонну руды.

Одной из наиболее активных по отношению к золоту группой бактерий является разновидность, относящаяся к виду Aeromonas. И. Парес, изучавший бактериальное выщелачивание золота, пришел к следующим выводам: наиболее сильной растворяющей способностью обладают бактерии, отобранные на самих золотоносных месторождениях; растворение Au осуществляется в несколько этапов (скрытая фаза, фаза нарастания интенсивности выщелачивания и стабильная фаза), примерно через 12 месяцев интенсивность выщелачивания резко снижается; бактерии, активно действующие на золото, разрушаются обычными микроорганизмами, живущими в воздухе; на растворение золота в числе других факторов большое влияние оказывает состав питательной среды.

В Иркутском государственном институте редких металлов проводились эксперименты по бактериальному выщелачиванию золота из руд различных месторождений. Изучен состав рудничных вод и пород с целью получения культур, способных интенсифицировать процесс выщелачивания золота. Установлены следующие микроорганизмы: Bacillus, Bacterium, Chromobacterium, Pseudomonas, Micrococcus, Sarcina, Thiobacillus. Показано, что в присутствии продуктов метаболизма бактерий выщелачивание протекает быстрее (в 2-4 раза). Разложение золота значительно возрастает с наличием окислителя и при использовании новых мутантов, полученных в результате воздействия на бактерии ультрафиолетового излучения в комбинации с химическим мутагеном – этиленимином: 1.5–2 против 0.4 мг/л без мутантов. Еще большая растворимость золота может быть достигнута путем разрушения клеточных оболочек различными реагентами (до 10–18 мг/л).

Вторичные ионообменные явления в процессах
выщелачивания золота

Выщелачивание золота различными растворителями сопровождается некоторыми побочными явлениями, снижающими извлечение металла или ухудшающими кинетические показатели. Этот вопрос пока еще недостаточно изучен. Существенную роль в процессах, протекающих в системах типа «вода-порода», играют поверхностные явления – сорбция, ионный обмен и т.д. Известно, что золото обладает способностью довольно активно сорбироваться различными минералами, особенно сульфидными и глинистыми. Соответственно, минеральный состав золотосодержащих пород должен быть оценен и с этих позиций.

Условия, способствующие и препятствующие сорбции золота различными минералами, изучались, например, в работе , в которой сделаны, следующие выводы: снижение извлечения золота за счет сорбции можно уменьшить, проводя выщелачивание в более жестких условиях; ограниченность использования растворителей, альтернативных цианидам, но образующих менее прочные комплексы с золотом, чем цианиды, связана с конкуренцией процессов выщелачивания и сорбции; при наличии в руде сорбционно-активных глинистых минералов нецелесообразно стремиться к чрезмерному повышению концентрации золота в растворе, поскольку это приведет к росту его потерь за счет сорбции.

Методы извлечения золота из растворов
и сточных вод

Прогресс в гидрометаллургии благородных металлов в значительной степени связан с совершенствованием методов их извлечения из промышленных растворов и сточных вод. Эффективность осаждения их из различных сред зависит от наличия широкого ассортимента испытанных в производственных условиях методов. В связи с этим во многих странах, в том числе и в России, разработке этих вопросов уделяется большое внимание.

Стандартный (традиционный) метод осаждения золота из растворов – цементация металлическим цинком. В присутствии мышьяка Au осаждают методом сорбции на угле. В нашей стране промышленно освоен метод сорбционного цианирования, который повлек за собой разработку принципиально новых методов извлечения золота и серебра из тиомочевинных растворов. России также принадлежит приоритет в развитии методов извлечения благородных металлов с помощью углеграфитовых электродов.

Сорбция благородных металлов активными углями

В мире установилась тенденция широкого использования активных углей в качестве осадителей металлов. В настоящее время практическую значимость имеет только сорбция из цианистых растворов, этому процессу отдается предпочтение. За рубежом ионообменные смолы не получили промышленного применения в качестве осадителей благородных металлов из цианистых пульп, это связано с лучшими сорбционными и кинетическими свойствами активных углей и их более высокой селективностью по отношению к золотоцианистому комплексу, а такие же их низкой стоимостью (в 7–12 раз ниже цены ионообменных смол).

Различают два вида активных углей: пылевидные (-0.1 мм) и гранулированные (0.2 мм). Сорбция золота активными углями сопровождается окислительно-восстановительными процессами. Находящиеся в растворе дицианоаурат-ионы на поверхности угля преобразуются в цианокарбонилы и затем восстанавливаются до металлического золота.

Преимущества пылевидных углей – в их низкой стоимости, высоких кинетических и емкостных характеристиках, возможности исключения регенерации. Для того, чтобы снизить потери золота с тонкодисперсными частицами угля и быстро его отделить от раствора декантацией, разработан способ коагуляции угля в присутствии сернокислого алюминия. Вместе с тем, аппаратура для извлечения благородных металлов из цианистых растворов дисперсным активным углем еще до конца не разработана. Использование пылевидных сорбентов для извлечения золота из пульп менее распространено, что обусловлено трудностью отделения сорбента от пульпы. Извлечение золота в концентрат в этом случае составляет 88–92%, при этом последний содержит до 60–80% шлама. Отделить шлам от дисперсного угля практически не удается.

Более перспективным в настоящее время является применение сферических активных углей, которые характеризуются хорошо развитой пористой структурой, равномерной во всем объеме гранул. Однако их потери за счет истирания в 2–2.5 раза выше, чем потери ионообменных смол. Вместе с тем, активные угли обладают значительно большей селективностью по отношению к золоту, чем указанные смолы. При достижении насыщения угля АУ-50 его сорбционная емкость распределяется только между золотом и серебром в соотношении 4:1, коэффициент селективности равен единице, а для анионита АМ-2Б в аналогичных с углем условиях – 0.19.

Сорбционное осаждение золота из цианистых растворов активным углем оказалось наиболее оптимальным методом при кучном выщелачивании золотосодержащих руд ряда месторождений США. Технологические схемы на каждом месторождении, естественно, имеют свои особенности.

Извлечение благородных металлов ионообменными
смолами и экстрагентами

Применение ионного обмена для извлечения золота из растворов связано с успехами в области синтеза специфических ионитов. На ряде обогатительных фабрик СНГ осуществлена сорбционная технология извлечения золота и серебра из цианистых пульп различного состава с помощью макропористого анионита АМ-2Б. Установлено, что сложный состав жидкой фазы пульп ухудшает процесс: емкость анионита по золоту может снизиться в три раза. Работы по повышению извлечения золота из сложных цианистых пульп, ведутся в основном в двух направлениях: синтез новых селективных сорбентов и разработка эффективных схем их регенерации.

Для извлечения благородных металлов из солянокислых растворов эффективно применение смолы хелатного типа, имеющей емкость по золоту до 660 г/кг в присутствии меди, железа, никеля, кобальта, алюминия, кальция и других металлов. Дисульфидная смола нейтрального типа селективно извлекает золото из хлоридных растворов сложного состава. Перспективны исследования по разработке волокнистых сорбентов, которые значительно дешевле ионитов, обладают хорошими кинетическими и емкостными характеристиками. Разработана сорбция золота из тиомочевинных растворов электрообменными волокнами на основе поливинилового спирта. Затраты электрообменного волокна – 0.22 г на 1 г золота. Золото извлекается из раствора полностью, после сжигания волокна получается зола, содержащая до 48% золота. Российскими разработчиками получены и другие технологические решения по этой проблеме.

Успешное использование ионитов в обороте возможно при условии полного восстановления их первоначальной пористости и свойств после десорбции. В нашей стране и за рубежом имеется несколько схем регенерации анионитов. Наиболее распространенной является технология, разработанная российскими исследователями в 70-х годах XX века. Схема приемлема для восстановления гелеобразных и пористых анионитов различной основности и селективности (АМ, АМ-2Б, АП-2 и др.) и обеспечивает ее высокое качество. Эффективная бескислородная схема селективной регенерации анионитов растворами щелочи и роданида аммония, позволяющая исключить применение хлорида, цианида натрия, уменьшить количество промывочных операций, ускорить в 3–4 раза процесс восстановления, снизить расход реагентов. Из роданистых растворов золото может быть осаждено электролизом, цинковой или алюминиевой пылью, активированным углем, двуокисью серы.

Использование ферритизированных сорбентов

Новым технологическим приемом извлечения благородных металлов из пульп является использование ферритизированных сорбентов в магнитном поле. Преимущества этого способа – возможность проведения сорбции на больших скоростях и простота отделения сорбентов от промышленных растворов. Например, скорость потока раствора может быть увеличена в 15–17 раз. Многие вопросы практического применения дисперсных ферритизированных сорбентов еще не решены, однако перспективность метода предопределяет актуальность исследований в этом направлении.

Электролитическое извлечение золота из растворов

Электролиз в аппаратах с проточными объемно-пористыми катодами – один из наиболее экономичных способов извлечения золота из растворов. Эта технология базируется на исследованиях, выполненных в Институте химии твердого тела и механохимии СО РАН. Достоинства метода в том, что металл получается в достаточно концентрированном и чистом виде, не требуется использование реагентов, упрощается решение проблемы оборота растворов и автоматизация производства. Применение катодов с высокоразвитой поверхностью, по сравнению с плоскими катодами, позволило интенсифицировать процесс в 15–20 раз. Электролитически золото может извлекаться из тиомочевинных, цианистых, гипохлоридных растворов. Однако многие аспекты этого метода еще требуют дальнейшего исследования.

Необходимо упомянуть еще один способ осаждения золота из кислых хлоридных растворов плесневым грибом Aspergillus oryzae ВКМ-56 и Aspergillus niger, разработанный в Иркутском государственном институте редких металлов. При загрузке гриба в количестве 40 г/л за 4 суток осаждается 100% золота, 96% серебра, 84% платины и 92% палладия из солянокислых растворов. Промышленные испытания показали приемлемость этого способа для бедных растворов золота (до 0.1 мг/л).

Существуют и другие технологические решения по извлечению золота из растворов, однако, они требуют специальной аппаратуры, могут быть осуществлены только в заводских условиях и поэтому не могут быть использованы при геотехнологической добыче золота.

.

Изобретение относится к гидрометаллургической переработке золотосодержащих упорных руд и техногенного минерального сырья и предназначено для извлечения золота из них. Способ заключается в том, что штабель из упорной руды одновременно или в виде смеси орошают раствором, содержащим комплексообразователь для золота, и раствором, подвергнутым обработке в фотоэлектрохимическом реакторе. Полученные продуктивные растворы направляют на сорбцию, часть маточных обеззолоченных растворов реактивируют электролизом, доукрепляют комплексообразователем, кондиционируют pH и подают на орошение штабеля параллельно или в виде смеси с раствором, подвергнутым обработке в фотоэлектрохимическом реакторе. Техническим результатом является повышение эффективности способа за счет сокращения расхода комплексообразователя и щелочей и повышения извлечения дисперсного и инкапсулированного золота. 3 ил., 1 табл., 1 пр.

Рисунки к патенту РФ 2580356

Изобретение относится к гидрометаллургии благородных металлов, а именно к гидрометаллургической переработке золотосодержащих руд и техногенного минерального сырья, и предназначено для извлечения золота из них.

Известен способ кучного выщелачивания золота из руд, согласно которому руда подвергается дроблению, после которого укладывается в штабели и орошается раствором цианидов щелочных металлов (Дементьев В.Е. и др. Кучное выщелачивание золота и серебра, Иргиредмет, 2001).

Недостатком данного способа является невысокая эффективность из-за невозможности извлечения инкапсулированных и дисперсных форм золота, составляющих основную долю запасов месторождений упорных руд, что связано с недостаточным доступом комплексообразователей к частицам наноразмерного золота, заключенных в кристаллических решетках минералов-носителей.

Наиболее близким к заявляемому является способ кучного выщелачивания руд, содержащих золото, включающий орошение горнорудной массы концентрированными растворами цианистого калия, которые подают на штабели руды в количестве, не превышающем внутрипоровый объем горнорудной массы, проводят их выдержку и затем ведут выщелачивание золота бесцианидным раствором едкого кали или едкого натра (см. патент РФ № 2009234, МПК С22В 11/08, опубл.15.03.1994).

Недостатком данного способа является невысокая эффективность вследствие значительного расхода дорогостоящих цианидов щелочных металлов и едкого кали или натра, обусловленного необходимостью раздельной подачи в штабель в каждом цикле орошения новых порций растворов этих реагентов, а также недостаточно высокий уровень извлечения дисперсных и инкапсулированных форм нахождения золота, вследствие недостаточно полного разрыва его химических связей с минералообразующими и/или ассоциирующими с ним элементами при взаимодействии с гидроксидами щелочных металлов и двухатомарным кислородом воздуха.

Техническим результатом предлагаемого изобретения является повышение эффективности способа переработки упорных золотосодержащих руд за счет сокращения расхода комплексообразователя и щелочей и повышения извлечения дисперсного и инкапсулированного золота.

Указанный технический результат достигается тем, что способ кучного выщелачивания золота из упорных руд, включающий укладку минерального сырья в штабели и стадийное орошение его различными по составу растворами, отличается тем, что после укладки минерального сырья в штабели, штабель одновременно или в виде смеси орошают раствором, содержащим комплексообразователь для золота, и раствором, подвергнутым обработке в фотоэлектрохимическом реакторе, содержащим активные окислители для золота и химически связанных с ним элементов, при этом полученные продуктивные растворы направляют на сорбцию, часть маточных обеззолоченных растворов реактивируют электролизом, доукрепляют комплексообразователем, кондиционируют pH и подают на орошение штабеля параллельно или в виде смеси с раствором, подвергнутым обработке в фотоэлектрохимическом реакторе, содержащим окислители для золота и химически связанных с ним элементов.

Отличительными признаками предлагаемого способа является то, что после укладки минерального сырья в штабели, штабель одновременно или в виде смеси орошают раствором, содержащим комплексообразователь для золота, и раствором, подвергнутым обработке в фотоэлектрохимическом реакторе, содержащим активные окислители для золота и химически связанных с ним элементов, при этом, полученные продуктивные растворы направляют на сорбцию, часть маточных обеззолоченных растворов реактивируют электролизом, доукрепляют комплексообразователем, кондиционируют pH и подают на орошение штабеля параллельно или в виде смеси с раствором, подвергнутым обработке в фотоэлектрохимическом реакторе, содержащим окислители для золота и химически связанных с ним элементов

Раствор, содержащий окислители для золота и ассоциирующих с ним минералообразующих элементов, готовят путем барботажа воздухом и последующего электролиза, и/или фотолиза (облучения УФ-светом в диапазоне 170-300 нанометров) водно-газовой суспензии, полученной в процессе электролиза исходного раствора реагентов, продуцирующих при обработке группу пероксидов водорода, их ион-радикалы и радикалы, включая гидроксил-радикал, карбоксильные ионы, активные соединения кислорода и азота, хлорноватистую кислоту и другие активные соединения в зависимости от состава исходного раствора. Полученный раствор, содержащий окислители для золота и ассоциирующих с ним минералообразующих элементов, используют для подготовки минеральной массы к выщелачиванию. Активный раствор, содержащий радикальные и ион-радикальные формы гидратированных окислителей и комплексообразователей для золота, готовят посредством ввода комплексообразователей в маточный раствор и подвергают его мягкому электролизу (с напряжением на электродах в диапазоне 2-8 В). Наличие в электролите метастабильных гидроксил-радикалов (и/или перекиси водорода) в составе кластеров приводит к окислению CN-анионов с трансформацией их в СN-радикалы: [(CN *)(ОН - H +)nH 2 O * (Na +)OH - ]. Гидратированные кластеры, включающие такие радикалы, могут вступать в реакцию с золотом:

Способ осуществляется следующим образом.

В фотоэлектрохимических реакторах готовят активные растворы, содержащие окислители для золота и ассоциирующих с ним минералообразующих элементов, которыми орошают штабели параллельно или в смеси с первичным или оборотным выщелачивающим раствором, содержащим комплексообразователь для золота. Растворы, содержащие окислители для золота и ассоциирующих с ним минералообразующих элементов, могут отличаться как составом исходных реагентов, так и их концентрацией, а также концентрацией и составом получаемых в процессе фотоэлектрохимической обработки компонентов. Растворы готовят путем барботажа воздухом и последующего электролиза раствора исходного реагента, на завершающей стадии которого полученную водно-газовую суспензию облучают УФ-светом в диапазоне 170-300 нанометров. При электролизе раствора ряда легко диссоциирующих щелочей, солей и кислот, на аноде выделяются пузырьки кислорода, хлора (или других галогенов), углекислого газа, содержащие также и пары воды. В ходе последующих фотохимических реакций, в объеме выделяемых на аноде пузырьков, возбужденные в результате поглощения квантов УФ-излучения молекулы воды и электролитического газа, например, двухатомарного кислорода, распадаются на активные атомы и радикалы или ионизируются, а продукты распада, взаимодействуя с другими возбужденными молекулами, образуют вторичные активные радикалы, ионы, ион-радикалы или сильные молекулярные окислители:

При коалесценции пузырьков кислорода и водорода (выделяемого на катоде), происходит взаимная диффузия этих газов, что обеспечивает при УФ-облучении такой водно-газовой суспензии увеличение выхода активных соединений кислорода и водорода. Поскольку пузырьки электролитических газов окружены водой, то полученные в результате фотохимических реакций озон, атомарный кислород, гидроксил-радикал и другие активные соединения до рекомбинации диффундируют в пленочную воду, формируя активные гидратные комплексы. Таким образом, фотоэлектрохимический синтез позволяет с высоким выходом получить в растворе Н 2 О 2 , ОН*, а также, при необходимости, используя соответствующие исходные растворимые вещества, и активные соединения с другими элементами, в частности, с серой, углеродом и хлором: NO 3 *- , S 2 O 3 * , S 2 O 8 * , С 2 O 2 + , С 2 O 4 + , Cl*, НСl*, НСlO*, СlO*.

Гидроксил-радикалы, обладая высоким окислительно-восстановительным потенциалом (2300 мВ), присутствующие в любом из трех типов растворов, обеспечивают возможность окисления ими атомов не только железа и серы, но и дисперсных форм золота, а следовательно, перевод их в ионную форму и рост диффузионной активности в объеме кристаллической решетки минералов.

Собственно выщелачивающий раствор готовят электролизом водного раствора исходных компонентов, которые, при взаимодействиями с продуктами электрохимических реакций, формируют активные кластерные формы реагентов, включающие окислители и комплексообразователи. Полученные растворы, в зависимости от минеролого-геохимических особенностей руды и ее фракционного состава, подают на орошение штабеля либо параллельно (через спаренные эмиттеры (воблеры), либо в смешанном перед подачей виде.

Полученные после прохождения через материал штабеля продуктивные растворы направляют на сорбцию, а маточные обеззолоченные растворы насыщают кислородом, доукрепляют цианидами щелочных металлов и разделяют на два потока, один из которых реактивируется в электрохимическом реакторе, а вторую часть потока кондиционируют окисью кальция и подают на орошение штабеля параллельно с реактивированным раствором, содержащим комплексообразователь, и с раствором высокоактивных окислителей для золота и химически связанных с ними элементов, полученных в фотоэлектрохимическом реакторе. Далее циклы орошения тремя растворами (доукрепленным, реактивированным и активным окисляющим) продолжают до падения содержания золота в продуктивном растворе ниже определяемого условиями сорбции и/или экономическими расчетами предела.

Пример конкретного осуществления способа

Способ апробировался на рудах месторождения Погромное.

Месторождение Погромное представлено малосульфидными золотосодержащими метасоматитами переменного минерального состава с преобладанием в нем кварца, серицита, карбонатов. Сульфидные минералы представлены в основном пиритом. Из других рудных минералов золотоносность проявляет арсенопирит, еще менее распространенный, чем сульфиды. Доля высвобождаемого при измельчении руды (условно свободного) золота крупностью до 1 мм составляет 60-70%, золота в сростках 15-20%, дисперсного и инкапсулированного золота в алюмосиликатных, силикатных и, в меньшей степени, в сульфидных минералах - до 15% (остальное - золото, покрытое пленками). В связи с малыми размерами золотин, наличием в рудах минералов, склонных к поглощению воды с выраженным гидратационным эффектом, обуславливающим кольматацию выщелачиваемого материала и каналированное движение потока реагента, извлечение золота из мелкодробленой агломерированной руды месторождения Погромное при кучном выщелачивании не превышает 50%. Возможным вариантом решения проблемы повышения извлечения золота из таких руд при KB является использование активированных растворов, содержащих компоненты, способные проникать вглубь кристаллической решетки минералов, обеспечивая при взаимодействии с атомами катионообразующих элементов (железа, алюминия, магния и др.) их ионизацию, передислокацию и/или окисление кислородом.

Для формирования такой активной среды, в фотоэлектрохимическом реакторе (фиг. 1) готовилась водно-газовая суспензия, содержащая окислители для золота и химически связанных с ними элементов.

В перколяторы, изготовленные на предприятии (фиг. 2), были загружены 4 навески по 100 кг, выделенные из усредненной крупнообъемной пробы руды текущей добычи. Все навески перед загрузкой были окомкованы, 1-й и 4-й перколяторы использовались как контрольные. При этом во второй контрольной схеме (4-й перколятор) использовался дополнительный окислитель - перекись водорода.

Руда, загружаемая в экспериментальные колонны, делилась на 2 части, одна из которых обрабатывалась цианидным раствором концентрацией 1 г/л (как и контрольные навески), вторая - активным водным раствором, подготовленным в фотоэлектрохимическом реакторе, содержащим окислители для золота и ассоциирующих с ним минералообразующих элементов.

После этого окомкованная масса засыпалась в колонны № № 2, 3. После выстаивания в перколяторах (для формирования твердых окатышей и реализации диффузионного режима выщелачивания и окисления), в них подавались цианидные растворы равной концентрации, в экспериментальные - приготовленные на базе активного водного раствора из фотоэлектрохимического реактора, содержащие окислители для золота и химически связанных с ним элементов. Выпускаемые из экспериментальных перколяторов продуктивные растворы пропускались через емкости с активированным углем и, после сорбции из них золота, полученные маточные растворы направлялись на реактивацию. Маточный раствор перколятора 2 барботировался воздухом для насыщения кислородом, и в реакторе осуществлялся его электролиз (для формирования в нем активных гидратированных комплексов) без облучения лампой. При этом во 2-й перколятор, помимо реактивированного оборотного раствора, капельно добавлялся свежий активный раствор из реактора, прошедший фотоэлектрохимическую обработку (соотношение подачи этих растворов выдерживалось как 10:1). Маточный раствор перколятора, помимо барботажа воздухом в реакторе, подвергался электролизу (для формирования в нем активных гидратированных комплексов) без облучения лампой. После чего в него непосредственно добавлялся свежий активный раствор из реактора, прошедший полную фотоэлектрохимическую обработку (соотношение подачи этих растворов выдерживалось как 10:1). Растворы доукреплялись цианидом натрия и кондиционировались щелочью до достижения рН 10.5.

Эксперименты по выщелачиванию дисперсного золота активными растворами 3-го этапа, проведенные в рассмотренной выше последовательности, по данным анализов, выполненных на руднике Апрелково, показали, что почти за 40 суток было извлечено более 67% и 69% (соответственно перколяторы 2, 3), в то время как из контрольной № 1-50%, № 2-62% (см. график фиг. 3)

Данные анализов по емкости сорбента (угля) и твердых хвостов также подтвердили преимущества экспериментальных схем (см. таблицу). Таким образом, максимальный результат получен с использованием заявленного способа (по всем 3-м параметрам), поэтому соответствующая схема рекомендуется для проведения опытно-промышленных испытаний.

ФОРМУЛА ИЗОБРЕТЕНИЯ

Способ кучного выщелачивания золота из упорных руд, включающий укладку руды в штабели и стадийное орошение его различными по составу растворами, отличающийся тем, что после укладки руды в штабели, штабель одновременно или в виде смеси орошают раствором, содержащим комплексообразователь для золота, и раствором, подвергнутым обработке в фотоэлектрохимическом реакторе, содержащим активные окислители для золота и химически связанных с ним элементов, при этом полученные продуктивные растворы направляют на сорбцию, часть маточных обеззолоченных растворов реактивируют электролизом, доукрепляют комплексообразователем, кондиционируют рН и подают на орошение штабеля параллельно или в виде смеси с раствором, подвергнутым обработке в фотоэлектрохимическом реакторе, содержащим окислители для золота и химически связанных с ним элементов.

По своей сущности процесс кучного выщелачивания близок к процессу выщелачивания просачиванием. Он заключается в том, что руда, уложенная в виде штабеля (кучи) на специальном водонепроницаемом основании (площадке) орошается сверху цианистым раствором. При медленном просачивании раствора через слой руды происходит выщелачивание золота и серебра. Стекающий снизу раствор идет на осаждение благородных металлов.

Как и выщелачивание просачиванием, кучное выщелачивание пригодно для переработки пористых проницаемых для цианистого раствора руд, а также таких руд, в которых сконцентрировано, в основном, на внутренней поверхности трещин и потому доступно действию цианистого раствора. в руде должно быть достаточно мелкое.

Обычно кучному выщелачиванию подвергают руду после дробления до крупности 5-20 мм. Однако иногда выщелачивают и не дробленую руду с размером кусков до 100 мм и более. Присутствие глинистых веществ снижает проницаемость кучи, замедляет выщелачивание и уменьшает извлечение золота. В таких случаях рекомендуется предварительно окомковать руду с небольшой добавкой цемента, цианида и щелочи.

Кучное выщелачивание проводят на открытом воздухе на специально подготовленных площадках. Для придания площадке водонепроницаемых свойств ее покрывают слоем бетона, асфальта или утрамбованной глины.

Иногда для этой цели используют пленки из синтетических материалов. Чтобы облегчить сток растворов, площадке обычно придают небольшой уклон (2-4°).

На подготовленной площадке проводят отсыпку кучи. Эта операция - наиболее ответственная часть всей технологии. Отсыпку следует выполнять таким образом, чтобы руда в куче лежала однородной (без каналов), рыхлой и проницаемой для цианистых растворов массой. Обычно отсыпку ведут фронтальными погрузчиками или бульдозерами. Наиболее распространенная форма кучи - четырехугольная усеченная пирамида. Высота куч изменяется от 3 до 10-15 м, а вместимость по руде может достигать 100-200 тыс. т.

Кучи орошают цианистым раствором с помощью специальных разбрызгивающих устройств (форсунок), установленных над ними. Скорость подачи раствора зависит от характера руды и может изменяться в широких пределах - от 0,15 до 3 м ³ раствора на 1 м ² поверхности кучи в сутки. Концентрация цианистого раствора 0,05 - 0,1 % NaCN, рН 10-11. В качестве защитной щелочи иногда применяют едкий натр, так как известь вызывает частое забивание разбрызгивателей.

Золотосодержащий раствор, вытекающий из основания кучи, стекает в облицованные пластиком дренажные канавки, проложенные рядом с кучей вдоль ее длинных сторон, и по ним отводится в пруд-сборник. Осаждение благородных металлов обычно осуществляют, сорбируя их активным углем. Обезличенный раствор подкрепляют по цианиду и щелочи и возвращают на выщелачивание.

По окончании кучного выщелачивания золота кучу орошают водой для отмывки растворенного золота, и после дренирования промывного раствора выщелоченную руду транспортируют в отвал. Длительность всего цикла обработки, включая отсыпку кучи, орошение цианистым раствором, промывку водой, дренирование промывного раствора и разгрузку, составляет в среднем 30-90 сут. Извлечение золота и серебра обычно не превышает 50-70 %.

Процесс кучного выщелачивания отличается простотой технологии, весьма низкими капитальными и эксплуатационными затратами. Вместе с тем извлечение золота и серебра этим методом невысокое. С учетом этих факторов кучное выщелачивание применяют для переработки бедного сырья, содержащего 1-2 г/т золота, - забалансовых руд, вскрышных пород, старых отвалов золотоизвлекательных предприятий и т. д. Применение кучного выщелачивания экономически эффективно также для отработки относительно богатых, но не больших по запасам месторождений, для которых нецелесообразно строительство золотоизвлекательных фабрик.

С начала 70-х годов установки для кучного выщелачивания получили широкое распространение за рубежом и особенно в США. Это обусловлено тем, что в связи с повышением цен на в эксплуатацию стали вовлекать бедное сырье и небольшие по запасам месторождения, для которых кучное выщелачивание золота — наиболее рентабельный способ переработки.

Вы читаете, статья на тему кучное выщелачивание золота

07.08.2016

История добычи полезных ингредиентов способом растворения и осаждения известна с древнейших времен. Промышленное извлечение меди из кислых рудничных вод началось в XVI в, В XX в. металлы выщелачивали в СССР, США, Канаде, Франции, Австралии, Бразилии и т. д.
В зависимости от того как полезные компоненты извлекают из руд, физико-химические технологии подразделяют на виды: выплавка, вымывание, растворение, газификация, возгонка и выщелачивание.
При выплавке полезное ископаемое переводят в подвижное состояние и подают на переработку горячим раствором. Продукционный раствор в этом случае представляет собой механическую смесь мобильных веществ. Метод нашел применение при добыче серы, парафина, нефти и т.д.
При вымывании струя рабочего раствора разрушает полезное ископаемое на мелкие частицы, которые во взвешенном состоянии выдаются на поверхность, где отстоем или фильтрованием выделяются из раствора.
При растворении молекулы растворяемого вещества переходят в растворы, которые перерабатывают на заводах. Так добывают соль.
При газификации путем нагревания при ограниченном количестве воздуха горючее полезное ископаемое переводится в газообразное состояние и извлекается на поверхность. Разновидностью газификации является возгонка. Этим методом разрабатываются минералы, способные переходить в газообразное состояние (реальгар, киноварь).
Выщелачивание металлов в промышленных масштабах применили в период первой мировой войны (1915-1918 гг.) для добычи меди в США, Южной Америке, Японии и других странах.
Сущность выщелачивания состоит в переводе металлов из минералов в растворы, а из них - в товарные осадки посредством физико-химических реакций.
Преимущества технологий выщелачивания металлов по сравнению с традиционными технологиями видны из сопоставления их технологических схем. Выщелачивание исключает такие традиционные процессы, как выпуск, доставку и откатку горной массы в горном цикле, дробление, измельчение и флотацию ее в обогащении, обжиг и другие операции при металлургическом переделе. Поэтому оно требует меньших затрат, труда, технических материалов и энергоресурсов.
В мировой практике в большинстве случаев выщелачивание применяется для извлечения металлов из окисленных минералов на поверхности. Исследуются возможности выщелачивания и при подземной добыче металлов, например, с использованием для дробления руд массовых взрывов BB и ядерных зарядов. Это поясняется тем, что с глубиной содержание металлов в рудах снижается, количество окисленных руд уменьшается, а стоимость производства металлов возрастает.
В перспективе возникает необходимость выщелачивания из бедных сульфидных руд. Сульфидные минералы более упорны при переработке. Для них необходимы более сложные реагенты и режимы. Это обусловило развитие настоящих исследований в этом направлении.
Считается общепризнанным, что металлы из бедного минерального сырья с приемлемыми экономическими показателями могут быть получены методами физико-химической геотехнологии (К.Н. Трубецкой), кучным, шахтным или скважинным подземным выщелачиванием. Так, даже такой пассивный металл, как золото из бедных и забалансовых руд (с содержанием 1,2-0,6 г/т) или отходов горного и обогатительного производств (с содержанием 0,6-0,3 г/т), в мировой практике выщелачивается с высокой эффективностью.
При объяснении феномена перевода металлов из сульфидных минералов в растворы одни исследователи отводят ведущую роль химическим процессам, другие - электромеханическим и бактериальным процессам.
Практика кучного выщелачивания пока не многочисленна. Важным фактором, препятствующим широкому применению кучного выщелачивания полиметаллов, меди, вольфрама и молибдена, является убогость минерального сырья в большинстве отвалов и хвостохранилищ. В этом случае необходимо большее количество циклов выщелачивающих растворов, пропускаемых через горную массу, до получения в них промышленных концентраций металла.
Кучное выщелачивание золота используется в широких масштабах в практике горно-добывающих предприятий США, Канады, ЮАР, Австралии, КНР, Мексики и др. Только в США действует более 110 промышленных и опытно-промышленных установок KB с производительностью от 0,1 до 3-5 млн т горной массы в год.
Основным реагентом кучного выщелачивания золота являются цианиды, но в настоящее время проходят экспериментальную проверку менее токсичные растворители.
Технология кучного выщелачивания золота в опытно-промышленном порядке применяется на горных объектах России, Казахстана и Узбекистана.
Кучное выщелачивание металлов применяют чаще всего в комбинации с подземным выщелачиванием на золотодобывающих, медных и урановых рудниках как возможность утилизации попутных пород и хвостов сортировки.
На урановом месторождении Маныбай уже более 20 лет кислыми растворами перерабатывается отвал бедно-товарных руд объемом 1,5 млн т.
Технология кучного выщелачивания разработана в США в 50-х годах прошлого века для переработки забалансовых медных руд. Она получила распространение на уранодобывающих предприятиях СССР, США, Канады, а в последние 20 лет используется в практике добычи золота из окисленных низкосортных руд.
Кучное выщелачивание меди из руд, характеризующихся преобладанием окисленных минералов, а также халькозина широко применяется на горных предприятиях США, Перу и Родезии. На предприятиях Блюберд и Мангула эта технология применяется для выщелачивания меди с содержанием ее в рудах соответственно 0,5 и 1,13 %.
В качестве растворителя используют хвостовые растворы цементационных или экстракционных установок, в которые добавляется серная кислота концентрацией 50 г/дм3, а иногда и сульфат оксида железа. Продолжительность цикла выщелачивания 120 дней, из них 75 дней - орошение и 45 дней - дренаж продуктивных растворов. Средняя концентрация меди в этих растворах - 2,6 г/дм3. Извлечение меди из руды около 50 %.
Кучное выщелачивание урана из забалансовых руд в промышленных масштабах освоено предприятиями бывшего Минсредмаша СССР (Целинный ГХК, Киргизский ГРК, Ленинабадский ГХК, Лермонтовское РУ и др.). Содержание урана в рудах, направляемых на кучное выщелачивание, варьировало в пределах 0,03 - 0,04 %. Извлечение урана в продуктивный раствор серной кислотой и щелочами было на уровне 70-80 %.
Анализ опыта получения металлов кучным выщелачиванием позволил сделать выводы:
выщелачивание как технология, способная обеспечить эффективное извлечение металлов из бедных и окисленных медных и урановых руд, находится на стадии промышленного освоения, а из окисленных и сульфидных руд других металлов - только на стадии разработки;
опыт подземного выщелачивания металлов, за исключением урана, мал. Активны исследования по извлечению меди и совершенно не достаточно исследований по выщелачиванию золота, что повышает актуальность подобных исследований.
Исследования теоретических аспектов выщелачивания отходов и бедных руд начались более 50 лет назад.
Над теорией выщелачивания работали ряд ученых научно-исследовательских организаций России (МГГА, ВНИПИПромпроект, СКГТУ, Унипромедь, МГГУ, ЦНИГРИ и т.д.).
В теорию и практику внесли вклад ученые: Н.П. Лаверов, Б.Н. Ласкорин, К.Н. Трубецкой, В.А. Чантурия, М.И. Агошков, Г.А. Аксельрод, В.Ж. Аренс, В.К. Бубнов, В.И. Голик, Т.М. Жаутиков, В.И. Зеленов, Н.Б. Коростышевский, Е.А. Котенко, В.Г. Левин, А.М, Марголин, Н.Н. Масленицкий, В.Н. Мосинец, И.Н, Плаксин, В.В. Рачинский, М.Н. Тедеев, В.А. Лодейщиков, В.В. Хабиров, Е.И. Шемякин, P.M. Гаррелс, Р. Гриссбах, Ч.Л. Крайст, Г. Шенк, Дж. Фритс и др.
Теоретические основы гидрометаллургии разработаны трудами И.Н. Плаксина, С.Б. Леонова, В.А. Чантурия и др. Одной из составляющих частей технологии с выщелачиванием являются физико-химические процессы извлечения металлов из упорных сульфидов. Они получили развитие как альтернатива существующим методам получения металлов, использование которых для окружающей среды опасно и дорого.
Наибольшие успехи достигнуты при выщелачивании меди, урана, золота и цинка, чему посвятили свои труды А.П. Зефиров, A.И. Калабин, В.П. Новик-Качан, Б.В. Невский, В.Г. Бахуров, И.К. Луценко, С.Г. Вечеркин, Л.И. Лунев, И.Е. Рудаков, Р.П. Петров, Н.Н. Хабиров, В.К. Бубнов, М.Н. Тедеев, В.И. Голик и др.
Процессы кучного выщелачивания металлов протекают в две стадии. На первой стадии происходит диффузионное растворение металла, на второй стадии осуществляется его перенос путем фильтрации раствора сквозь руду в штабеле. При обосновании геотехнологических параметров KB металлов исследуется диффузия твердых веществ, в частности металлов, и фильтрация жидкости в пористой среде руды.
В области диффузионного растворения металлов наиболее известны работы П. Шьюмана и В.Ж. Аренса. Эти фундаментальные труды принимаются за основу при разработке теоретических расчетных методов. Теории фильтрации жидкостей в пористых средах посвящены работы Мориса Маскета, Е.И. Рогова, B.Г. Язикова и других ученых.
Переработка низкосортных золотосодержащих руд с содержанием золота от 0,5 до 2,5-3,0 г/т кучным выщелачиванием осуществляется на ряде горно-добывающих предприятий США, Канады, ЮАР, Австралии, КНР, Мексики и др. Только в США действует более 110 промышленных и опытно-промышленных установок KB с производительностью от 0,1 до 3-5 млн т горной массы в год.
Технология кучного выщелачивания золота широко применяется в России, Казахстане, Киргизии и Узбекистане.
В России кучное выщелачивание золота применяют на предприятиях Восточного Забайкалья (Дарасун, Балей, Апрелковско-Пешковская рудоносная зона и др.). Материалом для KB служат бедные товарные, забалансовые руды и минерализованная масса вскрышных пород с содержанием золота от 0,5-0,7 до 3-5 г/т.
В Киргизии концерн «Южполиметалл» выщелачивает золото из некондиционных руд высокогорных месторождений.
В Узбекистане кучное выщелачивание в промышленном масштабе осуществляется из отвальных пород карьера Мурунтау. Годовая производительность предприятия KB по перерабатываемой массе превышает 12 млн т. Содержание золота в перерабатываемом сырье 0,5-0,8 г/т. KB развивается на Даугыстаусском месторождении.
В Казахстане наибольший успех по освоению технологии кучного выщелачивания золота достигнут АО «Васильковский ГОК» и компанией «АВС-Балхаш».
В АО «Васильковский ГОК» для кучного выщелачивания используют окисленную руду Васильковского месторождения. Минеральный состав руды, массовых %: SiO2 - 64,2; Al2O3 - 8,1; Fe2O3 - 37; CaO - 1,68; MgO - 1,61; As - 0,22; Na2O - 1,33; K2O - 5,80; Pb - 0,048; Zn - 0,034; Ni - 0,035; Cu - 0,045; Co - 0,023; Bi - 0,014; Sобщ - 0,35; Au- 1,58 г/т.
Крупность руды 250 - 300 мм. Суммарный объем штабелей KB - 1,5 млн т руды. Выщелачивание производится щелочноцианистым раствором с концентрацией цианида натрия 0,04-0,08 % и плотностью орошения 15-25 дм3/т в сутки. Извлечение золота находится в пределах 50-55 %,
В горно-рудной компании «АВС-Балхаш» для кучного выщелачивания золота используют окисленные и полуокисленные руды месторождений Пустынное и Карьерное. Содержание золота в окисленных и полуокисленных рудах, направляемых на кучное выщелачивание, - от 3 до 1,35 г/т.
Руда поступает на два дробильных комплекса общей мощностью переработки до 1460 тыс. т/год. Она проходит три стадии дробления до крупности -20 мм, транспортируется на подготовленное основание, где укладывается в штабель высотой 7 м при проектной высоте штабеля 49 м. После отсыпки заданного объема поверхность штабеля взрыхляется и на взрыхленную поверхность укладывается система орошения.
Для приготовления растворов используют воду оз. Балхаш, которая подается по водоводу длиной 18 км. Штабель орошается раствором цианида натрия при концентрации 0,7 г/дм3. При просачивании раствора через штабель золото растворяется:

4Au + 8NaCN + O2 + H2O → 4NaAu(CN)2 + 4NaOH

Продуктивный раствор стекает в коллектор и по дренажной системе перфорированных труб поступает в емкости-накопители, откуда перекачивается в гидрометаллургический цех на сорбцию.
В качестве сорбента используют активированный уголь. Раствор проходит через 5 последовательно установленных сорбционных колонн с углем. С целью эффективности сорбции используется принцип противотока - активированный уголь с помощью эжекторов движется навстречу продуктивному раствору.
Насыщенный уголь поступает в десорбционную колонну. Съем золота с угля осуществляется при температуре 125 °C и давлении 4 атм в концентрированном растворе цианида (0,2 %) и каустической соды (1 %). Насыщенный золотом раствор подается на электролизеры, где происходит осаждение золотосодержащего шлама на катодные сетки. Шлам снимается, проходит кислотную обработку и поступает на плавку для получения золото-серебряного сплава «Доре».
В 1995-2001 г. в штабели № 1 и № 2 уложено 2614,7 тыс. т руды с содержанием 1,35 г/т при массе золота - 3500 кг. Высота основного штабеля № 2 (2431 тыс. т руды) достигла 35 м. Получено 1050 кг золота, при этом общее извлечение составило 30 %.
Годовая производительность по переработке руды варьировала от 204 тыс. т (1995 г.) до 850,1 тыс. т (2000 г.), средняя за 6 лет - 373 тыс. т. Производство аффинированного золота составляет от 75,6 кг в 1995 г. до 245,1 кг в 2000 г., среднее - 150 кг в год.
В 1995-1997 гг. извлечено 37,2 % золота от уложенного за этот период сырья, затем извлечение стало снижаться из-за коль-матационных процессов.
Практика извлечения золота из хвостов флотации руд в Казахстане пока ограниченна. В 1993-1994 гг. ТОО «Алтын-Кулагер» построило и запустило в работу опытно-промышленную установку кучного выщелачивания золота из хвостов Бестобинской ОФ. Выщелачивание золота велось в течение 1995-1996 г. на штабеле объемом 100 тыс. т. Содержание золота в штабеле KB находилось на уровне 2,2 г/т, запасы - 220 кг. Выщелачивали по щелочно-цианистой технологии с извлечением золота из продуктивных растворов на смолу АМ-2Б. За два года работы было извлечено всего 32 кг золота (14,4 %).
Золотосодержащее сырье обладает различной степенью устойчивости к геохимическим преобразованиям. Дуализм поведения золота (как инертного и геохимически подвижного элемента) объясняется, с одной стороны, его низкой растворимостью, с другой - способностью к комплексным легкорастворимым образованиям и миграции в виде субмикроскопических форм.
При окислении и растворении сульфидов, содержащих тонкодисперсное золото, последнее может непосредственно переходить в коллоидный раствор. Стабилизатором коллоидного золота является коллоидный кремнезем, а также карбонат натрия и Fe(OH)3. Коллоидные растворы золота образуются также при действии FeSО4 на раствор золотого хлорида.
Процесс растворения золота может быть описан общим уравнением кинетики:

где β - константа скорости растворения; С - хвостовое содержание золота; Cп - исходное содержание золота; а - концентрация активного агента.
Растворимость золота является функцией концентрации в растворителе активного агента (а) и характеризуется зависимостью

где Г, n - коэффициенты, причем Г = const для определенного реагента.
Применение кучного выщелачивания золота в каждом конкретном случае определяется геотехнологическими свойствами золотосодержащего сырья.
Оценка возможностей геотехнологического освоения золоторудных объектов представляет собой многоуровневый процесс, так как реализация геотехнологии связана с необходимостью учета как теоретических, так и практических решений.
Оценка геотехнологичности золотосодержащего сырья (руда, хвосты обогащения и т.п.) осуществляется по геохимическим, минералогическим и технолого-эксплуатационным параметрам. Под термином «геотехнологичность» понимается свойство, которым обладает сырье в отношении перевода содержащегося в нем золота в подвижное растворенное состояние. Практическое значение при этом приобретает геотехнологическая классификация пригодности золотосодержащего сырья к кучному выщелачиванию.
Растворение золота зависит главным образом от минералогического свойства вмещающих пород, их структурно-текстурных особенностей и физико-химических свойств среды. В частности, чем крупнее золотины и чем монолитнее порода, тем растворимость золота хуже.
Из внутренних факторов геохимии золота имеет значение переменная валентность элемента и способность к образованию комплексов. Золото растворяется после разрушения кристаллических решеток акцессорных минералов и раскрытия образующих сростков. Наиболее быстро растворение золота протекает в присутствии сильных окислителей: диоксида марганца, кислорода, оксида железа и меди. Максимальному растворению золота способствуют более высокие значения коэффициентов фракционирования кальция с магнием, кремния с железом или алюминием, калия с натрием и ванадия с хромом.
При химическом растворении для вскрытия золотосодержащих пород используют реагенты: FeCl, Fe2(SО4)3, CuCl, CuSO4, NaCl, HCl, H2SO4, щелочи, цианиды натрия или калия, тиомочевины и хлорную воду.
Растворение золота, содержащегося в золотоносных колчедановых породах, происходит под действием сульфата окисленного железа, а выпадение его из растворов - при их встрече с сульфидными породами.
Золото, представленное субмикроскопическими включениями в пирите, наиболее растворимо. При этом растворение происходит под действием сульфита окисленного железа, образующегося при окислении пирита. Наиболее интенсивное окисление золотоносных пиритов и пирротинов протекает при pH 5,5 и Eh = 0,8 В. При этом в минерализованных растворах наиболее вероятным комплексом золота является Au(OH)2, а в сильно минерализованных, с высоким содержанием золота - смешанные хлорогидроксокомплексы веществ типа -.
В процессах окисления золота важно присутствие хлорид-иона, необходимого для растворения оксидной пленки. Хлоридное золото, хорошо растворимое в воде, образуется при действии на тонкодисперсное золото элементарного хлора, выделение которого возможно при одновременном присутствии ионов хлора, кислоты и высших оксидов марганца.
Для выщелачивания золота из золото-кварцевых пород наиболее благоприятна щелочная среда pH более 8 и среда с повышенной концентрацией HCl и тиосульфатных ионов.
Растворенное золото реагирует на малейшее изменение электрического поля, выделяясь в местах сгущений силовых линий на вершине, ребрах и гранях токопроводящих кристаллов.
Создание методологических основ строительства и эксплуатации участков КВ, включающих теоретические положения, регламентирующие параметры формирования штабелей, агломерацию сырья, сооружение гидронепроницаемых оснований, параметры системы орошения и сбора растворов, интенсификацию процесса выщелачивания наряду с задачами геотехнологической оценки золотосодержащего сырья для кучного выщелачивания имеет существенное значение.
Для увеличения эффективности золотодобычи актуальна задача создания методических основ определения оптимальных граничных условий применения кучного выщелачивания в комбинации с традиционными способами добычи и переработки сырья.
Конструктивные особенности площадок кучного выщелачивания определяются рядом факторов, основными из которых являются: годовой объем перерабатываемого золотосодержащего сырья; крупность сырья; материал и параметры гидронепроницаемого основания; состав оборудования; схема организации работ.
Кучное выщелачивание позволяет извлекать золото из окисленного сырья с низкой стоимостью. Однако, несмотря на более высокую стоимость, традиционная заводская технология дает более высокое извлечение. Поэтому использование традиционной технологии для переработки богатых руд и кучного выщелачивания для бедных руд позволяет эффективно эксплуатировать месторождения.
Отсутствие экономически обоснованных границ применения кучного выщелачивания не позволяет определять кондиции для данной технологии и выделять ту часть промышленных запасов месторождений, которая может быть переработана методом кучного выщелачивания.
Методика определения граничных условий применения кучного выщелачивания для золотодобычи приобретает особую актуальность. Методические положения должны включать выбор единого критерия оценки эффективности отработки запасов, методику оценки теряемой ценности при различных технологиях, правила пересмотра кондиций и бортовых содержаний.
Область применения кучного выщелачивания в комбинации с традиционной технологией для новых месторождений исследуется с учетом неопределенности исходной геологической и технологической информации.
Экологическая корректность технологий KB относится к мало разработанным теоретическим вопросам горного дела.
Накопление и хранение отходов флотационного обогащения руд приводят к использованию значительных площадей под карты хвостохранилищ и ощутимым образом отражаются на состоянии окружающей среды.
Экологические, социальные и экономические последствия в результате длительного хранения отходов обогащения руд приводят к снижению уровня рентабельности недропользования и ухудшают условия жизни населенных районов, расположенных в зоне хвостохранилищ. В районах расположения хвостохранилищ образуется сложный техногенный рельеф, изменяется природная среда.
Хвостовое хозяйство является одним из главных источников нарушения экологического равновесия среды. Хвосты флотации руд вызывают водную и ветровую эрозию, они подвержены пылению. Запыленность воздуха может превышать санитарные нормы на расстоянии до 2 км и более от источника пыления.
Вынос в атмосферу мельчайших минеральных частиц, флотореагентов - пыли в свободном состоянии и в виде аэрозолей - на длительное время загрязняет воздушное пространство. Оседая на почву и водоемы, пыль накапливается и генерирует сверхнормативные концентрации тяжелых металлов и токсичных элементов.
Наибольшую опасность для здоровья человека представляют собой пыль, содержащая свободный диоксид кремния в кристаллических его модификациях, остаточное количество цианидов, родонидов, кислот, щелочей и т.п., что является причиной легочных заболеваний, развития раковых опухолей и других заболеваний.
Под хвостохранилища отводятся огромные территории, которые впоследствии представляют собой безжизненные пространства и становятся центром катастрофических процессов.
Проникновение загрязненных стоков в почву связано с нарушением экологического равновесия грунтовых и подземных вод, их заражением химическими веществами. Нарушение земной поверхности и водного режима выводит земли из сельскохозяйственного баланса.
В результате загрязнения среды обитания токсичными элементами животный и растительный мир насыщается ими в количествах, превышающих допустимые нормы, что вызывает физиологические сдвиги и заболевания людей, животных и растений.
По данным ВИОГЕМ, плодородие земель при удалении на 5-10 км от хвостохранилищ ухудшается на 10-20 %, а стоимость и трудоемкость производства сельскохозяйственной продукции увеличивается на 10-15 %.
Увеличение концентрации сернистого ангидрида на 1 мг/м3 воздуха снижает урожайность и качество сельскохозяйственных культур на 30-40 %, содержание белка в злаках снижается на 20-30 %, падает продуктивность скота, растет его заболеваемость. В зоне влияния хвостохранилищ в овощах и картофеле отмечается избыток свинца, цинка, меди, мышьяка, снижается содержание витаминов, крахмала и сахара. Так, в окрестностях золотодобывающих предприятий Казахстана ПДК загрязнителей атмосферы значительно превышает установленные нормы. В районе рудника Бестобе АО «Казахалтын» у хвостохранилища, занимающего 30 га площади с высотой отвала хвостов 6 м и объемом 896 тыс. т, суточные выбросы пыли составляют 6-7 мг/м3 при ПДК = 0,15 мг/м3 (SiO2, As, Zn и др.), что превышает санитарные нормы в 40-70 раз.

В табл. 13.1 приведены предельно допустимые концентрации вредных веществ, загрязняющих атмосферу, характерные для горного производства.
Социальные последствия воздействия загрязненной среды на здоровье человека многообразны. Количественная оценка социальных последствий загрязнения среды в стоимостной форме трудно осуществима. Экономическая оценка социальных результатов не адекватна последствиям, а только отражает их влияние на экономику предприятия и региона.
Оценка ущерба от ухудшения здоровья с экономических позиций рассчитывается по величине недополученного заработка из-за болезни, из-за смертности в трудоспособном возрасте. В результате теряется прибавочный продукт, сокращается национальный доход.
Экономические потери вследствие ухудшения здоровья населения от загрязнения окружающей среды можно классифицировать следующим образом:
сокращение выработки продукции;
увеличение расходов социального страхования;
увеличение выплат по инвалидности и пособий вследствие потери кормильца;
увеличение расходов на здравоохранение;
увеличение расходов на подготовку кадров по замене выбывших.
Поэтому в целях снижения уровня экологических, социальных и экономических последствий образования и хранения отходов обогатительного производства необходимо их сокращать, перерабатывать, утилизировать и ликвидировать. Для этого совершенствуют схемы и режимы обогащения руд, меняют оборудование, внедряют автоматизированные системы управления и контроля, создают новые технологии переработки лежалых хвостов.
Развитие рентабельной золотодобычи определяет необходимость создания высокоэффективных адаптированных к окружающей среде технологических систем и агрегатов для разработки месторождений в усложнившихся горно-геологических условиях с высокой полнотой и качеством извлечения золотосодержащих руд из недр.
Возникает необходимость радикального совершенствования существующих и создания принципиально новых технологий переработки труднообогатимых и забалансовых руд, некондиционного и техногенного сырья с высоким извлечением золота и других полезных компонентов. 1

С целью определения возможности выщелачивания цветных металлов нецианистыми растворителями проведены сопоставительные эксперименты на материалах различного вещественного состава, различающиеся между собой по форме нахождения металлов и содержанию. Использован метод агитационного выщелачивания. Объектами для проведения исследований были складированные отходы обогащения медно-никелевых руд, которые могут рассматриваться в качестве дополнительных источников цветных металлов, и золотосодержащие руды месторождения Самсон. Выщелачивание проводилось растворами тиомочевины, гуматов, йодистого аммония, йода и лигнина. Установлена возможность тиомочевинного выщелачивания золота из хвостов Норильской фабрики. Установлено, что для извлечения платины, никеля, палладия и меди наиболее подходит раствор сульфитного щелока. Для золотосодержащей руды и флотоконцентрата месторождения Самсон наибольшее извлечение дает использование йода и гуматов. Для хвостов обогащения месторождения Самсон – йод, сульфатный щелок.

агитационное выщелачивание

цветные металлы

концентраты

отходы обогащения

нецианистые растворители

1. Брагин В.И., Усманова Н.Ф., Меркулова Е.Н. Морфология золота в коре выветривания Самсоновского рудного узла // Второй международный конгресс Цветные металлы – Красноярск, 2010. – С. 46–48.

2. Минеев Г.Г., Панченко А.Ф. Растворители золота и серебра в гидрометаллургии. – М.: Металлургия. 1994. – 240 с.

3. Михайлов А.Г., Тарабанько В.Е., Харитонова М.Ю., Вашлаев И.И., Свиридова М.Л. Возможности воды и раствора сульфитного щелока в подвижности цветных и благородных металлов в хвостах флотационного обогащения // Журнал Сибирского федерального университета. Химия. – 2014. – Т. 7, № 2. – С. 271–279.

4. Михайлов А.Г., Харитонова М.Ю., Вашлаев И.И., Свиридова М.Л.. Исследование подвижности водорастворимых форм цветных и благородных металлов в массиве лежалых хвостов обогащения // Физико-технические проблемы переработки полезных ископаемых. – 2013.– № 3. – С. 188–196.

5. Панченко А.Ф, Лодейщиков В.В., Хмельницкая О.Д. Изучение нецианистых растворителей золота и серебра // Цветные металлы. – 2001. – № 5. – С.17–20.

6. Патент РФ № 2402620, МПК С22В 3/04, 27.10.2010.

7. Толстов Е.А., Толстов Д.Е. Физико-химические геотехнологии освоения месторождений урана и золота в Кызылкумском регионе. – М.: ООО Геоинформцентр, 2002. – С. 277.

Выщелачивание представляет собой метод, позволяющий вовлекать в переработку минеральное сырье низкого качества и эффективно осваивать месторождения с малыми запасами, экономически невыгодными для переработки другими методами . В мировой практике для выщелачивания золота из золотосодержащих руд широко применяется цианирование. Несмотря на преимущества перед другими растворителями, высокая токсичность цианидов вынуждает искать альтернативные растворители золота, удовлетворяющие ужесточенным экологическим требованиям. Большая группа нецианистых растворителей - тиокарбамид (тиомочевина), хлор, бром, тиосульфаты натрия и аммония, гидросульфиды, соли гуминовых кислот и др. изучена Иргиредметом. Результаты обобщены в работах . Работы по изучению растворения цветных металлов нецианистыми растворителями из руд и отходов обогащения проводились в ИХХТ СО РАН. Установлено, что при выветривании хвостов обогащения образуются растворимые формы цветных и благородных металлов . Возможность сульфитного щелока переводить в растворимую форму цветные и благородные металлы показана в . Полученные результаты легли в основу технологии восходящего капиллярного выщелачивания .

Цель исследования - определить оптимальный растворитель для извлечения металлов из золотосодержащих руд и отходов обогащения. Использовался метод агитационного выщелачивания. Данное исследование является предварительным этапом технологических исследований, позволяет на небольшом объеме материала выбрать оптимальный выщелачивающий реагент и установить максимально возможную степень извлечения металла из конкретной руды.

Материалы и методы исследования

Выщелачивание проводилось растворами тиомочевины, гуматов, йодистого аммония, йода и лигнина. Расход реагентов составил: тиомочевины 30 г/л, 10 г/л, гуматов - 100 г/л, йодистого аммония - 5 г/л, йода - 25 мл/л, сульфитный щелок (лигнин) 200 мл.

В качестве сульфитного щелока использованы отходы бисульфитной варки целлюлозы Енисейского ЦБК (г. Красноярск) с содержанием сухих веществ 8,7 мас. % без дополнительной обработки или концентрирования. Состав органических веществ щелока - лигносульфонаты - 65-66 %, углеводы - 16-17 %, органические кислоты 16-18 %.

Объектами для проведения исследований были первичные руды месторождения Самсон Нижнего Приангарья и отходы обогащения полиметаллических руд Норильского промузла, складированные в долине р. Щучья. Общий анализ горно-геологических условий, природных и технологических факторов показал возможность применения на этих объектах технологии восходящего капиллярного выщелачивания.

Исследования проводились для четырех проб, содержание в которых полезных компонентов приведено в табл. 1.

Таблица 1

Проба № 1
Проба № 2
Проба № 3
Проба № 4

Проба № 1 отобрана из технологической пробы лежалых отвальных хвостов Норильской обогатительной фабрики, складированных в долине р. Щучья. Внешне материал представляет собой серый песок средней крупности 2,0 мм. Из рудных минералов присутствуют пирротин, хромит; в подчиненном количестве халькопирит; изредка брусит, пентландит. По истечении нескольких десятилетий хранения содержание сульфидных минералов не превышает 10 %. В пробе, помимо золота, содержатся Ni, Cu, Co, металлы группы платины. Минералогический анализ показал, что доля свободного золота составляет 10-15 % от общего его содержания и находится в сростках с сульфидами. Минералогический анализ исходного материала показал, что сульфиды цветных металлов составляют 60-70 %, а в оксидных фазах - до 15-20 %. Золото (~87 %) и платина (~19 %) представлены органическими формами, основная часть платины (45 %) связана с оксидами железа и марганца, палладий - на 61 % связан с сульфидными минералами.

Проба № 2 отобрана из технологической пробы коры выветривания участка Верхнеталовский месторождения Самсон. Преобладающее срастание золота - с оксидами железа, в меньшей степени - с кварцем. Золото относительно равномерно распределено по всем классам крупности. Свободное золото присутствует в основном в крупности менее 0,044 мм. В результате гравитационных испытаний в шлих извлеклось 40 % золота. В настоящее время отработка месторождения ведется по гравитационной технологии. Содержание золота в хвостах гравитационного обогащения составляет 0,74 г/т, что требует дальнейшей переработки выщелачиванием . Золото распределено по классам крупности относительно равномерно, обедненные до отвального содержания классы в руде не представлены. Содержание золота в руде, определенное пробирным анализом, - 2,8 г/т. Форма золотин сложная, присутствует губчатое и пористое золото. Раскрытие золота происходит в крупности менее 0,16 мм.

Проба № 3 представляет собой флотоконцентрат, полученный из руды Верхнеталовского участка месторождения Самсон в лабораторных условиях на флотомашине механического типа. Реагентный режим: ксантогенат 150 г/т, ИМ50 - 50 г/т и сосновое масло 160 г/т. Масса навески 300 г. Объем камеры 3 литра. Отношение Т:Ж = 1:3. Время флотации 10 минут. После флотации пульпа промывалась от реагентов. Далее концентрат высушивался.

Проба № 4 отобрана из технологической пробы отходов гравитационной переработки месторождения Самсон.

Пробы руды измельчали до 2 мм, крупность флотоконцентрата 0,44 мм. Масса навески в каждом опыте составляла 100 г, объем раствора - 200 мл. Измельченная проба с выщелачивающим раствором при соотношении жидкой фазы к твердой Ж:Т = 2:1 взаимодействовала в течение 24 часов при комнатной температуре при периодическом перемешивании. Для контроля процесса через 1, 2, 4, 24 часа отфильтровывали пробы раствора на анализ на содержание полезных компонентов. По окончанию эксперимента (24 часа) проба также анализировалась. Извлечение металлов рассчитывалось по содержанию в фильтрационных растворах. В табл. 2 приведены максимальные значения извлечений, полученные в результате проведения опытов.

Результаты исследования и их обсуждение

Проба № 1. При использовании в качестве выщелачивающего раствора тиомочевины 3 % за 24 часа эксперимента получено наибольшее извлечение золота (53,03 %). Есть смысл увеличить время агитации при использовании тиомочевины и йодистого аммония. При использовании гуматов, лигнина и йода максимум извлечений достигается за 1-4 ч активации.

Для выщелачивания платины, палладия, меди и никеля наилучший результат показал раствор сульфитного щелока (рис. 1).

Проба № 2. Максимальное извлечение наблюдалось в опытах при продолжительности выщелачивания 2 часа гуматом (43,18 %), 4 часа йодом (33,25 %), 1 час лигнином (22,14 %). Дальнейшее увеличение продолжительности до 24 ч приводит к снижению перехода металла в раствор (рис. 2).

Таблица 2

Результаты агитационного выщелачивания

Тиомочевина, 3 %

Тиомочевина, 1 %

Аммоний йодистый

Сульфатный щелок

извлечение, %

извлечение, %

извлечение, %

извлечение, %

извлечение, %

извлечение, %

Проба № 1: Au

Проба № 2

Проба № 3

Проба № 4

Рис. 1. Кинетика извлечения металлов в раствор при использовании лигнина (проба № 1)

Проба № 3. Лучшее извлечение (42,13 %) получено при обработке йодом за 24 часа. При обработке гуматами в течение 4 часов извлечение достигается 26,39 %. Остальные растворители в опытах с данной пробой не работают (рис. 3).

Проба № 4. На рис. 4 представлена кинетика извлечения золота отвальных хвостов месторождения Самсон в раствор при использовании различных растворителей. Как видно, максимальное извлечение золота в раствор наблюдается при использовании йода (63,66 %) за 24 часа выщелачивания. При применении йодистого аммония и йода можно предположить дальнейшее нарастание извлечения золота в раствор при продолжении опыта более 24 часов. (рис. 4). Поэтому для того, чтобы проследить дальнейшее направление процесса, необходимо увеличить время агитации для этих растворов.

Рис. 2. Кинетика извлечения золота в раствор для различных растворителей (проба № 2): 1 - гуматы; 2 - йод; 3 - лигнин

Рис. 3. Кинетика извлечения золота в раствор при различных растворителях (проба № 3): 1 - йод; 2 - гуматы

Заключение

Опыты показали, что для выщелачивания золота из исследуемых материалов наиболее эффективны растворы: для лежалых отвальных хвостов Норильской обогатительной фабрики, складированных в долине р. Щучья - раствор тиомочевины 3 %; для руды месторождения Самсон (в порядке убывания) - гуматы - йод - сульфитный щелок; для концентрата месторождения Самсон - йод - гуматы; для хвостов гравитационного обогащения месторождения Самсон - йод - сульфатный щелок - йодистый аммоний - гуматы. Для извлечения платины, никеля, палладия и меди из отвальных хвостов Норильской фабрики наибольшие извлечения дает раствор сульфитного щелока.

Рис. 4. Кинетика извлечения золота в раствор для различных растворителей (проба № 4): 1 - йод; 2 - йодистый аммоний; 3 - гуматы; 4 - лигнин; 5 - тиомочевина

Полученные результаты являются ориентиром для выбора растворителей и их концентраций, с которыми дальше будут проведены укрупненные лабораторные испытания при фильтрационном режиме выщелачивания.

Основные выводы

1. Показана принципиальная возможность перевода в раствор цветных металлов при выщелачивании хвостов Норильской обогатительной фабрики сульфитным щелоком. Извлечение составляет 30-84 %. Для извлечения золота возможно использование тиомочевины 3 %, извлечение выше, чем другими исследованными растворителями.

2. Показана принципиальная возможность перевода в раствор золота при выщелачивании руды и флотоконцентрата месторождения Самсон йодом и гуматами. Извлечение 26-43 %.

3. Показана принципиальная возможность перевода в раствор золота при выщелачивании лежалых хвостов гравитационного обогащения месторождения Самсон йодом и сульфитным щелоком. Извлечение 64-40 %.

4. Представляется целесообразным дальнейшее проведение исследований по выщелачиванию исследуемых материалов.

Библиографическая ссылка

Михайлов А.Г., Харитонова М.Ю., Вашлаев И.И., Свиридова М.Л. ВЫЩЕЛАЧИВАНИЕ ЗОЛОТА И ЦВЕТНЫХ МЕТАЛЛОВ НЕЦИАНИСТЫМИ РАСТВОРИТЕЛЯМИ // Успехи современного естествознания. – 2016. – № 7. – С. 132-136;
URL: http://natural-sciences.ru/ru/article/view?id=36018 (дата обращения: 24.03.2020). Предлагаем вашему вниманию журналы, издающиеся в издательстве «Академия Естествознания»