Игд выщелачивание золота. Теория и практика выщелачивания золота

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

Экспериментальные исследования процессов активационного кучного выщелачивания золота при геотехнологическом тестировании руд Амазарканского месторождения.

А. Секисов,

А. Лавров,

Читинский филиал

Института горного дела

СО РАН на базе ЗабГУ

С. Емельянов,

ОАО «Звезда» (г. Москва)

Амазарканское месторождение расположено в Могочинском районе Забайкальского края и локализовано в бортах долины р.Амазаркан, левого притока р. Амазар, занимая по площади 10 кв.км в южной части Амазарканского рудного поля. Геологоразведочные работы, проведенные ранее, в основном были ориентированы на подсчет запасов и оценку технологических свойств окисленных руд Северной рудной залежи месторождения и, в меньшей мере, оценки рудных образований Широтной рудной залежи в южной части месторождения. Основные рудовмещающие породы месторождения Амазаркан представлены биотитовыми, пироксен-биотитовыми, амфибол биотитовыми, гнейсами, переслаивающимися с лейкократовыми гнейсами, гранулитами с биотитом, изредка графитом, и маломощными прослоями, линзами пироксеновых, биотит-амфибол пироксеновых, редко графитовых, кристаллических сланцев и кальцифиров. Первичные сульфидные руды составляют основную массу (72,5%) подсчитанных запасов месторождения. Технологические исследования по переработке первичных руд с целью извлечения золота в отчетный период, так и за весь период геологоразведочных работ на месторождении, не проводились Вещественный состав первичных сульфидных руд месторождения близок к рудам зоны окисления. Они представлены кварц-серицитовыми, кварц-полевошпатовыми, кварц-турмалин-серицитовыми, кварц-карбонат серицитовыми и эпидот-пироксен-хлоритовыми метасоматитами, сформированными по вмещающим породам (архейским кристаллическим сланцам и гнейсам), а также актинолитдиопсидовыми скарнами. Собственно рудный парагенезис представлен комплексами кварц-турмалинового, кварц-халцедонового и кварц-карбонатного состава с прожилково вкрапленной кварцсульфидной (пирит, арсенопирит) минерализацией. Руды интенсивно катаклазированы и каолинизированы. Количество сульфидных минералов в рудах от 3-8% до 30%, реже 70% и в среднем составляет 8-15%. Содержание золота в первичных рудах в среднем 3,0 г/т, серебра - 5,2 г/т. Золото преимущественно пылевидное и мелкое с максимальным размером до 0,5 мм. В сульфидных минералах первичных руд содержится дисперсное золото. . Месторождение разрабатывалось открытым способом, переработка руд осуществлялась кучным выщелачиванием. Вследствие резкого снижения извлечения золота при переходе на добычу и переработку первичных упорных руд, эксплуатация Амазарканского месторождения была приостановлена. В настоящее время решение вопроса о продолжении его разработки связано с обоснованием приоритетной схемы переработки упорных руд: флотационно-гравитационным обогащением с последующей гидрометаллургической переработкой концентратов или сохранением схемы КВ, но с использованием соответствующей рудоподготовки (включая, возможно, и сепарацию кускового материала) и активных окисляющих и выщелачивающих растворов. В связи с этим, в Читинском филиале Института горного дела СО РАН были проведены геотехнологические исследования различных вариантов схемы активационного кучного выщелачивания золота из упорных первичных руд Амазарканского месторождения и минеральной массы отработанных штабелей (карт КВ).

Пробы руды для геотехнологического тестирования были представлены как минимум 3-мя генетическими типами: метасоматитами, образованными по лейкократовым гранитоидам (порядка 80 % от общего количества), метасоматизированными интрузивными породами диоритового и габбро-диоритового ряда, метасоматизированными гнейсами, сформированными преимущественно по гранодиоритам. Метасоматические изменения проявлены сульфидизацией, турманилизацией, серицитизацией и окварцеванием. В пробах встречены отдельности даек гибридных порфиров с менее выраженной, чем у несущих оруденение пород сульфидизацией, окварцеванием и серицитизацией. Средняя крупность материала, отобран- ного с отработанной карты КВ порядка 35мм. Пробы руды, отобранные из приемного бункера ДСК-1, имели средний диаметр кусков в диапазоне порядка 30-350 мм. Пробы с карты КВ, отобранные с ее торцевых частей, характеризуются относительно высоким содержанием золота (Amz-К1 = 0.64-0.97 г/т, среднее – 0.8 г/т, Amz-К2 = 1.12 1.24 среднее 1.2 г/т). Содержание золота в пробах руды ДСК определялось в 2-х аттестованных лабораториях: SGS-Vostok ltd и ЛИЦиМС (г.Чита) и оказались существенно ниже, чем в рудной массе отработанных штабелей выщелачивания. По данным пробирно-атомно-абсорбционного анализа содержание золота в ней составило 0.5-0.65 г/т. Предположительно, руда не прошла стадию среднего дробления по причине низкого содержания и была оставлена на месте складирования перед консервацией. Для геотехнологического тестирования были подготовлены пробы рудной массы отработанных штабелей выщелачивания (с разных торцевых частей), додробленные и не дробленые и шихта бедной руды метасоматитов по гранитоидам (с максимальным содержанием сульфидных минералов, предопределяющих в основном их упорность). Первоначально, были подготовлены 3 параллельные недробленые навески этого материала. Две из них – навески рудной массы, отобранной с разных торцов штабеля, были в течение 3-х суток (Т:Ж=2.5:1) предварительно обработаны в лабораторных кюветах активным окисляющим раствором, подготовленным в фотоэлектрохимическом реакторе (фото слева), а затем (после слива окисляющего раствора), обычным водным цианидным раствором концентрацией 0.05% (весовой). Фотоэлектрохимический лабораторный реактор, производительностью 7 л/час, представляет собой двухкамерную конструкцию, в центральной части которой по вертикали (для смешивания электролизных газов) размещены катод и анод, а барботаж воздухом реализуется в периферийных частях камеры. При этом массообмен осуществляется через перфорированные стенки внутренней камеры. После подготовительного электролиза на верхнюю камеру устанавливается лампа УФ- излучения, при включении которой в подготовленной водно-газовой суспензии реализуются процессы фотоэлектрохимического синтеза высокоактивных окислителей. З-я, контрольная навеска пробы рудной массы, отобранной с торца-2 (с более высоким содержанием золота) не обрабатывалась предварительно активным окисляющим раствором, а только обычным водным цианидным с его концентрацией равной 0.05% (весовой), т.е. с той же, что и в экспериментальных навесках, при том же Т:Ж (1:1) и времени обработки (в течение 20 часов). Барботаж для всех навесок осуществлялся воздухом через диспергаторы, размещенные в ложном днище лабораторных кювет. По данным анализов продуктивных растворов, содержание золота после активационной окислительной подготовки в экспериментальных растворах оказалось в 2.5 раза выше, чем в контрольном (0.5, 0.5 мг/л из экспериментальных навесок проб 1 и 2, против 0.2 мг/л из контрольной навески пробы 3). Разница в содержании серебра, являющегося в данном случае контрольным маркером, в них было еще выше (0.5, 0.8, против 0.1 мг/л соответственно). После этого, навески проб с торцевых частей отработанного штабеля КВ были переданы в лабораторию СЖС на додрабливание. В экспериментах, проведенных по аналогичной, приведенной выше активационной схеме кюветного выщелачивания, с этим же, но додробленным до – 5 мм материалом обеих навесок проб отработанного штабеля КВ, при тех же временных и концентрационных параметрах, содержание золота в растворе, полученном после выщелачивания из навески пробы рудной массы отработанного штабеля КВ-(торец-1) по активационной схеме, достигло 1 мг/л и 0.8 мг/л из навески пробы рудной массы отработанного штабеля торец –2 (при контрольном значении 0.5 мг/л).

В растворах, пропущенный через сорбционную колонку с активированным углем, содержание золота было соответственно снижено до 0.1, 0.3, 0.2 мг/л соответственно, что доказывает отсутствие негативных влияний процесса активации на сорбцию золота из продуктивного раствора. Раствор после сорбции в два цикла возвращался в кюветы.

Расчетное среднее извлечение золота в жидкую фазу, при довыщелачивании золота из рудной массы обоих проб отработанных штабелей, по приведенным данным анализов продуктивных растворов, полученных при использовании активационной схемы, составило порядка 80%. Анализ твердой фазы экспериментальных и контрольной навесок не позволил определить извлечение золота из навески рудной массы, отобранной с торца-1 отработанного штабеля КВ, поскольку его содержание в материале после активационного выщелачивания оказалось равным 0.83 г/т, т.е. осталось на уровне исходного значения. При этом по данным анализов жидкой фазы и золы угля после сорбции, извлечение золота в раствор и на сорбент выше, чем по соответствующим продуктам навесок пробы со 2-го торца штабеля. Следовательно, входной анализ для данной рудной массы не позволяет при стандартном подходе выявить в ней все формы дисперсного золота. . Содержание золота в навесках рудной массы, отобранной со 2-го торца штабеля после довыщелачивания- 0.45 г/т. Таким образом, подтвержден относительно высокий уровень доизвлечения золота. . Второй эксперимент по цикличному довыщелачиванию из навесок пробы рудной массы, отобранной с отработанного штабеля КВ был осуществлен с продолжительным (в течение 2-х месяцев – с февраля по апрель 2014 г.) их выдерживанием после первой стадии довыщелачивания, т.е. после довыщелачивания и отмывки от цианидов в активном окисляющем растворе на открытом воздухе (вне лабораторного помещения). Криогенный фактор, наряду с окисляющим действием активного раствора, позволил извлечь из пробы КВ-2 еще 0.6 мг из 1 кг шихты, в то время как из контрольной навески-дубликата при обработке водой с последующим цианированием извлечено 0.2 мг из кг. Важно также, что при аналогичном эксперименте с довыщелачиванием из бедной руды Амазарканского месторождения (т.е. после лабораторного кюветного активационного выщелачивания) получено доизвлечение золота по экспериментальной схеме 0.44 мг/кг, а из контрольной пробы – только 0.19 мг/кг.

Таким образом, при подтверждении относительно высоких содержаний золота в штабелях (картах) выщелоченной руды порядка 0.65-1.2г/т (среднее 0.93 г/т), даже при ее додрабливании и переукладке, вторичная переработка по предлагаемой активационной технологии КВ может быть экономически целесообразной.

Эксперименты по выщелачиванию золота из навесок проб руды производились в следующем порядке. Усредненная проба руды из приемного бункера ДСК-1 общим весом 12 кг была отдана на дробление до класса – 10 мм в лабораторию SGS-восток лимитед (г.Чита), после которого рудный материал был расситован и взвешен (по фракциям). Как отмечалось выше, входной анализ показал низкие содержания по отобранным из навала пробам всех типов Амазарканских руд (0.5-0.65 г/т). Пофракционный пробирно-атомноабсорбционный анализ расситованного материала подтвердил низкое среднее содержание в них золота – среднее 0.53 г/т. При этом в мелкой фракции (-5 мм), выход которой составил 1.4% отмечается концентрация сульфидно-кварцевых агрегатов и, соответственно, золота (0.93 г/т), при том, что во фракции +5-10 содержание золота составило 0.48 г т (выход 72.3%), а во фракции +10 мм-0.57 г/т.

(Окончание в следующем номере)

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.

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.

Рейтинг: