Успехи современного естествознания. 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.

.

Учёные из хабаровского Института горного дела ДВО РАН изобрели новый способ извлечения самых микроскопических примесей золота, платины и других ценных металлов - при помощи «умного» раствора.

Как рассказал корреспонденту ИА «Хабаровский край сегодня» в эксклюзивном интервью один из разработчиков проекта, кандидат технических наук Константин Прохоров, их разработка сможет заменить дорогой и потенциально опасный метод растворения золотосодержащей руды при помощи крайне ядовитых цианидов. Его сейчас применяют практически на всех перерабатывающих фабриках Дальнего Востока.

При таком традиционном способе переработки руды, в «хвостах», как называют горняки отходы производства, остаётся от одного до полутора граммов золота на тонну, - объяснил Константин Прохоров . – На некоторых современных приисках столько содержится в добываемой руде. Мы теряем огромное количество золота. Из-за границы даже поступают предложения скупать у нас эти залежи «хвостов», там у себя они готовы построить перерабатывающие заводы и извлекать из наших отходов золото. Зачем это! Вот и возникла идея разработать способ сразу выбирать из руды весь содержащийся там металл.

Поиск такого инновационного способа извлечения золота специалисты хабаровского Института горного дела начали в конце прошлого года. Группу возглавил переехавший в наш регион из Читы доктор технических наук Артур Секисов. Как уверяет Константин Прохоров, уже удалось добиться хорошего результата. Специальный раствор, который совершенно безвреден для человека и окружающей среды, «вытаскивает» из руды даже самые микроскопические примеси золота и платины практически на 100%.

Я не могу пока раскрыть точных ингредиентов нашего раствора, нам сперва нужно оформить патент на наше изобретение. Но хочу сказать, что раствор является активным. Его нельзя будет, как цианид, залить в бочки и перевозить. Его нужно будет получать на самом предприятии. Он состоит из многих компонентов, которые по-разному работают под воздействием электричества и ультрафиолетового излучения. В этом реагенте несколько веществ по мере переработки руды перетекают из одного в другое, обмениваясь электронами, проявляя различную активность. Наш реагент - это, своего рода, живая экосистема, - добавил Константин Прохоров .

Сейчас хабаровские учёные завершают цикл лабораторных испытаний. Затем начнётся процедура получения патента на изобретение и полупромышленные испытания, во время которых предстоит оценить экономический эффект от внедрения нового способа извлечения золота.

Ранее ИА «Хабаровский край сегодня» , Константин Прохоров уже получил два патента за свои изобретения. Ещё со студенчества молодой учёный занимался изучением золы и придумал способ извлечения из угольных отходов алюминия.

Изобретение относится к гидрометаллургии и может быть использовано при кучном выщелачивании золота из руд, концентратов и хвостов обогащения. Способ кучного выщелачивания золота включает обработку минерального сырья выщелачивающим раствором, окомкование, закладку окомкованной руды в штабель, орошение штабеля и извлечение из продуктивного раствора металла. Окомкование руды проводят с добавкой твердого окислителя, в качестве которого используют пероксид кальция с расходом 0,1-0,3 кг/т. В качестве увлажняющего раствора при окомковании используют цианистый раствор в количестве, обеспечивающем итоговую влажность 5-30%. Расход цианида натрия составляет 0,1-1 кг/т, причем окомкованную руду перед укладкой в штабель подвергают обработке ультразвуком, а выстаивание штабеля перед орошением проводят в течение 2-3 сут. Техническим результатом изобретения является интенсификация извлечения золота цианированием. 1 ил., 1 пр.

Изобретение относится к области металлургии благородных металлов и может быть использовано, в частности, для извлечения золота при кучном выщелачивании золотосодержащих руд цианистыми растворами. Известен способ выщелачивания золота из руды (1. М.А. Меретуков, А.М. Орлов. Металлургия благородных металлов (зарубежный опыт). М.: Металлургия. С. 97-113. 1991, 2. Кучное выщелачивание благородных металлов". / Под ред. проф. д.т.н. М.И. Фазлуллина. - М.: Издательство Академии горных наук. 2001. С. 153-154). Способ включает подготовку руды, в частности гранулирование, укладку подготовленной руды в штабель на гидроизолированное и экологически надежное основание, монтаж системы орошения кучи и подачу раствора цианида на воздухе механическими разбрызгивателями.

Основными недостатками применяемых на практике методов кучного способа являются низкая степень извлечения золота из руды и, как правило, чрезмерная длительность процесса.

С целью ускорения рассматриваемого процесса окомкование или грануляцию руды перед укладкой в штабель проводят с использованием цианистого раствора и дополнительных окислителей /2/, в частности, на орошение подают накислороженный раствор. В другом способе (РФ 2361076) выщелачивание с введением дополнительного окислителя в систему осуществляют в две стадии: на первом этапе раствором, содержащим водный раствор гидроксида щелочного металла или оксида кальция и пероксида водорода, на втором этапе раствором, содержащим полученный после первичной обработки минерального сырья продуктивный раствор, доукрепленный водным раствором гидроксида щелочного металла или оксида кальция и перекисью водорода, в который вводят цианид натрия до концентрации его в растворе 0,1%. Введение дополнительных окислителей в выщелачивающие растворы позволяет ускорить процесс. Вместе с тем, на практике эффект накислороживания проявляется весьма условно. В варианте кучного выщелачивания при атмосферном давлении избыточный кислород в течение короткого времени диффундирует из выщелачивающего раствора в атмосферу, не оказав ожидаемого действия. Аналогично ограничивается эффект от введения перекиси водорода, которая также разлагается в течение нескольких десятков минут, тем более в условиях разбрызгивания растворов.

В качестве прототипа выбран способ кучного выщелачивания золота, включающий дробление руды, окомкование с введением цемента и водного раствора цианида натрия, укладку штабеля на гидроизолированное основание, монтаж системы орошения, подачу накислороженного раствора орошением и получение продукционных растворов, отличающийся тем, что окомкование руды проводят с расходом цианида натрия 0,35-0,5 кг/т и концентрацией 12-15 г/л, перед орошением проводят выстаивание штабеля в течение 7-8 суток. Отличительная особенность прототипа заключается в том, что окомкование руды проводят в условиях создания максимально большой концентрации цианида натрия в растворе, пропитывающем рудный материал при оптимальной влажности. За 7-8 дней выстаивания окомкованного рудного материала (стадия созревания) происходит переход золота в его растворимый цианидный комплекс на 65-70%. Цианид натрия, введенный в руду при ее окомковании, прочно усваивается рудным материалом, в основном за счет адсорбции. В дальнейшем золото из рудного материала выщелачивают орошением водой или образующимися в процессе циркулирующими обеззолоченными растворами без добавки в них цианида натрия в течение 7-15 дней. Цикл выщелачивания при этом фактически совпадает с циклом промывки руды.

Важным отличием прототипа является использование накислороженных растворов только на стадии выщелачивания, поэтому в целом цикл переработки руды, включающий окомкование, выстаивание штабеля и обработку выщелачивающим раствором в целом остается достаточно длительным. В итоге, наиболее значимым недостатком прототипа является низкая скорость процесса.

Технической проблемой, на решение которой направлен предлагаемый способ, является повышение скорости растворения золота. Технический результат достигается изменением типа окислителя и условий его подачи.

Технический результат достигается в способе кучного выщелачивания золота, включающего окомкование руды с введением связующих и крепкого водного раствора цианида натрия, укладку штабеля на гидроизолированное основание, выстаивание штабеля, подачу выщелачивающего раствора орошением и получение продуктивных растворов. В отличие от прототипа при окомковании к руде добавляют пероксид кальция с расходом 0,1-0,3 кг/т и цианистый раствор в количестве, обеспечивающем итоговую влажность 5-30%, при этом расход цианида натрия составляет 0,1-1 кг/т, причем окомкованную руду перед укладкой в штабель подвергают обработке ультразвуком, а выстаивание штабеля перед орошением проводят в течение 2-3 суток.

Сущность изобретения поясняется фигурой (таблица), где приведены результаты опытов, проведенных в сопоставляемых условиях.

Доказательствами определяющего влияния отличительных признаков предлагаемого способа на достижение технического результата служит совокупность теоретических основ и результатов специальных исследований. Указанная в настоящем изобретении задача сводится к сокращению продолжительности цикла обработки золотосодержащей руды в кучном режиме. В целом цикл складывается из окомкования, укладки и выстаивания штабеля и, наконец, орошения выщелачивающим раствором. В предлагаемом способе аналогично прототипу, проводится окомкование руды растворами с повышенной концентрацией цианида. Данная мера предоставляет возможности для взаимодействия золота и выщелачивающего раствора уже на стадии окомкования. Но в отличие от прототипа в предлагаемом способе ускорение процесса выщелачивания достигается двумя дополнительными приемами: введением окислителя на стадии окомкования и использования окислителя, более устойчивого во времени.

Введение в систему «руда - крепкий цианистый раствор» окислителя, дополнительного к кислороду из воздуха, насыщающего смачивающий раствор до равновесных концентраций максимум 7-8 мг/л /1/, позволяет интенсифицировать взаимодействия золота с раствором уже на стадии грануляции и выстаивания. В отличии от прототипа в качестве окислителя вместо накислороженного раствора предлагается использовать пероксид кальция, причем окислитель вводят на стадии окомкования и укладки руды в штабель. Исследования показали, что пероксид кальция сохраняет окислительные свойства длительное время и тем самым способствует ускорению процесса. Кроме того, оксид кальция, образующийся в ходе протекающих реакций способствует окомкованию и позволяет снизить расход основного связующего -цемента. Оптимальная дозировка пероксида кальция - 0,1-0,3 кг/т. При большем расходе окислителя наблюдается заметное окисление цианида и эффективность процесса в целом падает.

Важную роль в достижении этой цели играет расход увлажняющего раствора при грануляции и итоговая влажность гранул. В процессе кучного выщелачивания на многих объектах по истечении определенного времени фильтрация растворов через штабель практически прекращалась. В результате скопления глин и шламистых частиц в пределах отдельных зон штабеля, так называемой кольматацией, фильтрационные каналы закупориваются, вызывая образование на поверхности штабеля искусственных прудков, которые, в свою очередь, способствовали возникновению каналов локального промыва. Негативный итог данного эффекта - полное прекращение растворения золота.

Единственной целью грануляции является окомкование глинистых, шламистых и других тонких компонентов руды, укладываемой в штабель. В описании прототипа рекомендуется расход воды при грануляции в диапазоне 2,7-3,5%. Необходимо отметить, что этот параметр специфичен для разных типов руд. В частности, при наличии крупнозернистого песка и камней, указанный расход достаточен; для грануляции глинистой руды воды требуется существенно больше. Кроме того, приведенный параметр является суммарным, включает естественную влажность руды и добавляемую при грануляции воду. В целом гранулированная руда должна отвечать требованиям сохранения гидропроницаемости при орошении штабеля, т.е. гранулы должны сохранять достаточную прочность, а кольматация исключена.

Поскольку в прототипе и в предлагаемом способе основное взаимодействие раствора и золота происходит уже при закладке руды в штабель и на стадии вызревания гранул, то целесообразно создание условий, при которых это взаимодействие будет протекать максимально интенсивно. Из теории гидрометаллургии следует, что максимальная скорость выщелачивания достигается при высокой концентрации реагента (NaCN) и избытке растворителя или при большом соотношении Ж:Т. В случае кучного выщелачивания содержании влаги в гранулах должно быть максимально большим, но не превышать того значения, при котором гранулы приобретают и сохраняют требуемую прочность. С другой стороны, концентрация NaCN при неизменном удельном расходе этого реагента будет тем больше, чем меньше влажность подготовленной руды.

Таким образом при выборе оптимальной влажности следует учитывать два противоречивых условия, при этом должны быть учтены дисперсность гранулируемой руды и ее исходная влажность. Результаты целевых исследований показывают, что для достижения поставленной цели -ускорения процесса в целом - оптимальной является итоговая влажность гранулированной, подготовленной, к укладке в штабель руды 10-30%, при этом концентрация цианистого натрия в орошающем растворе должна обеспечивать удельный расход 0,1-1 кг сухого NaCN на 1 т руды.

В руде, подготовленной при указанных условиях, уже на стадии окомкования начинается окисление и взаимодействие золота с цианидом. Поскольку влажность окомкованной руды ограничена, решающую роль на кинетику и полноту выщелачивания золота оказывает массобмен. Традиционные варианты интенсивного массобмена, например, перемешивания, исключены и наиболее эффективным приемом, как показывают результаты исследований, является ультразвуковая обработка руды на стадии окомкования. Опыты показывают, что при обеспечении совокупности рекомендуемых условий и параметров уже через 2-3 дня на стадии созревания гранул основная масса золота переходит в растворимую форму и последующее орошение обеспечивает высокую степень извлечения.

Способ осуществляют следующим образом. Дробленую золотосодержащую руду смешивают с сухим окислителем - пероксидом натрия. К полученной смеси добавляют раствор цианида натрия определенной концентрации и в количестве, обеспечивающем итоговую влажность подготовленной руды 10-30%. После этого руду отсыпают в штабель для выстаивания (созревания) на воздухе. После выстаивания окомкованной руды в течение 2-3 суток начинают ее орошение оборотными растворами. Из продуктивных растворов золото извлекают известными методами, а обеззолоченные растворы частично подкрепляют цианидом и используют на окомковании, при этом основная масса растворов используется на орошении штабеля без подкрепления цианидом.

Примером реализации предлагаемого способа служат результаты следующих опытов.

Окисленная глинистая руда одного из месторождений Урала содержала 1,8 г/т золота. Руда характеризуется наличием в значимых количествах весьма тонких, шламистых фракций. Влажность исходной руды составила 12%. Из представительной порции руды массой 300 кг вручную выбирали крупные куски руды и дробили до крупности - 25 мм. Дробленую часть объединяли основной массой руды, добавляли пероксид кальция и перемешивали в лабораторном барабанном смесителе в течение 5 минут, добавляли крепкий цианистый раствор в необходимом количестве и в том же агрегате окомковывали в течение 5 минут. Окомкованную руду выдерживали на открытом воздухе для созревания гранул в течение 2 суток. Порции выстоянной массой по 20 кг загружали в лабораторный трубчатый перколятор диаметром 20 мм и орошали оборотным цианистым раствором. По ходу орошения на выходе перколятора отбирали пробы продуктивного раствора и анализировали на содержание золота. Орошение продолжали до тех пор, пока выщелачивание не прекращалось и интегрированное извлечение золота в раствор не достигало предельного значения, Продолжительность обработки руды, включающей окомкование, вызревание, орошение являлась сравнительным показателем скорости выщелачивания.

В опытах варьировали расходом пероксида кальция, влажностью окомкованной руды (включая исходную влажность), расходом цианида и продолжительностью вызревания гранул окомкованной руды перед орошением.

Для сравнения проведен опыт по условиям прототипа: с расходом цианида натрия 0,5 кг/т и концентрацией 15 г/л, выстаивание штабеля перед орошением в течение 7 суток. Результаты опытов сведены в таблицу (Фиг. 1).

Приведенные результаты показывают, что при обработке руды с рекомендуемыми параметрами на стадиях окомкования и орошения суммарная продолжительность процесса, включающего окомкование, вызревание и орошение до максимально возможного извлечения для предлагаемого способа в 1,5-2 раза меньше, чем при использовании режимов, рекомендуемых прототипом.

Сопоставительный анализ известных технических решений, в т.ч. способа, выбранного в качестве прототипа, и предполагаемого изобретения позволяет сделать вывод, что именно совокупность заявленных признаков обеспечивает достижение усматриваемого технического результата. Реализация предложенного технического решения дает возможность сократить продолжительность обработки руды при кучном выщелачивании золота и повысить эффективность технологии в целом.

Способ кучного выщелачивания золота из руды, включающий окомкование руды с введением связующих и крепкого водного раствора цианида натрия, укладку штабеля из окомкованной руды на гидроизолированное основание, выстаивание штабеля, подачу выщелачивающего раствора орошением и получение продуктивных растворов, отличающийся тем, что при окомковании к руде добавляют пероксид кальция с расходом 0,1-0,3 кг/т и цианистый раствор в количестве, обеспечивающем итоговую влажность 10-30%, при этом расход цианида натрия составляет 0,1-1 кг/т, причем окомкованную руду перед укладкой в штабель подвергают обработке ультразвуком, а выстаивание штабеля перед орошением проводят в течение 2-3 сут.

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»

Изобретение относится к горной промышленности и может быть использовано на стадии подготовки руд к выщелачиваннию. Способ включает раскрытие рудообразующих минералов дроблением и измельчением и первичную концентрацию золота. Новым является то, что после раскрытия рудообразующих минералов при дроблении и измельчении их подвергают термической и электрической активации. При этом концентрацию золота обеспечивают укрупнением внутрикристаллических выделений золота при формировании вскрывающих их микротрещин контактно-ударным взаимодействием во встречных воздушных потоках.

Изобретение относится к горной промышленности и может быть использовано на стадии подготовки руд к выщелачиванию. Известен способ подготовки руд, содержащих тонкодисперсное золото, включающий раскрытие рудообразующих минералов дроблением и измельчением, их выщелачивание с переводом золота и раствор с получением, в конечном итоге, золотой головки Недостатком данного способа является низкая интенсивность процесса и низкие показатели извлечения. Известен также способ подготовки руд, содержащих тонкодисперсное золото, включающий раскрытие рудообразующих минералов и первичное концентрирование золота гравитационными или флотационными методами, сорбции-десорбции Недостатком данного способа является низкая степень вскрытия золота, обусловленная невозможностью полноценного воздействия на скрытое внутри кристаллов минералов-носителей тонкодисперсное золото. Целью изобретения является повышение эффективности способа путем увеличения концентрации золота в объеме кристаллов минералов-носителей. Это достигается тем, что в известном способе подготовки руд, содержащих тонкодисперсное золото, рудооразующие минералы, в том числе и включающие тонкодисперсное золото, подвергаются термической и электрической активации и контактно-ударному воздействию во встречных воздушных потоках, обеспечивая укрупнение внутрикристаллических выделений золота и формирование вскрывающих их микротрещин. Способ осуществляется следующим образом. Руда, содержащая тонкодисперсное золото, подвергается дроблению и измельчению. Полученный измельченный продукт проходит сушку и через бункер-питатель подается сжатым воздухом в активатор, представляющий собой систему конус-в-конус. Твердые минеральные частицы, взвешенные в потоке сжатого воздуха, ударяются о нагретую поверхность внутреннего конуса и приобретают электрический заряд (пиро- и трибо-электрический эффекты) или приобретают заряд от коронирующего электрода. После контактного взаимодействия с внутренней поверхностью воздушно-твердая смесь разделяется на два разнонаправленных вихреобразных потока, которые, перемещаясь к вершине конуса, периодически сталкиваются, что приводит к контактной зарядке твердых частиц. Поскольку частицы минералов в зависимости от размеров, формы, вещественного состава приобретают заряды разных знаков, то при столкновении таких частиц происходят контактные разряды, которые приводят к прямой и опосредованной (через тепловое воздействие) активации кристаллической решетки. В результате многократных электро- и тепло-воздействий на минеральные частицы, содержащие тонкодисперсное золото, происходит направленная диффузия и агрегация атомов последнего (Константинов Н.Н. Золоторудные провинции мира. М. Недра, 1993, с. 230). Кроме того, за счет многократных разогревов-остываний, механических нагрузок в золотоносных минералах формируются трещины, открывающие доступ к золоту воздействующих агентам (теплу, реагентам и пр.) на последующих стадиях извлечения.

Формула изобретения

СПОСОБ ПОДГОТОВКИ К ВЫЩЕЛАЧИВАНИЮ РУД, СОДЕРЖАЩИХ ТОНКОДИСПЕРСНОЕ ЗОЛОТО, включающий раскрытие рудообразующих минералов дроблением и измельчением и первичную концентрацию золота, отличающийся тем, что после раскрытия рудообразующих минералов при дроблении и измельчении их подвергают термической и электрической активации, а концентрацию золота обеспечивают укрупнением внутрикристаллических выделений золота при формировании вскрывающих их микротрещин контактно ударным взаимодействием во встречных воздушных потоках