СПОСОБ КУЧНОГО ВЫЩЕЛАЧИВАНИЯ ЗОЛОТА ИЗ УПОРНЫХ РУД И ТЕХНОГЕННОГО МИНЕРАЛЬНОГО СЫРЬЯ
METHOD FOR HEAP LEACHING OF GOLD FROM REFRACTORY ORES AND TECHNOGENIC MINERAL RAW MATERIAL

Изобретение относится к гидрометаллургии цветных и благородных металлов, а именно к извлечению золота из упорных руд и техногенного минерального сырья и предназначено для извлечения промышленно ценных металлов.
Известен способ выщелачивания золота из руд, включающий их дробление, формирование из дробленых руд штабеля, орошение штабеля раствором выщелачивающих реагентов и сбор продуктивных растворов (см. Кучное и подземное выщелачивание металлов. -М.: Недра. 1982).
Недостатком данного способа является невысокая эффективность из-за низкого извлечения мелкого и тонкого золота, составляющего основную долю запасов упорных руд и техногенных образований, что обусловлено низкой проницаемостью руд для растворов и недостаточным доступом их к внутриминеральным включениям золота.
Наиболее близким к заявляемому является способ извлечения дисперсного золота из упорных руд и техногенного минерального сырья, включающий агломерацию минеральной массы с добавлением в минерально-цементную смесь карбонатно-щелочного раствора, содержащего растворенный углекислый газ и активный кислород, полученные в результате последовательной электрохимической и фотохимической обработки содового раствора, которым окисляют, выщелачивают или переводят в подвижное состояние компоненты минеральных матриц, содержащих драгоценные металлы, формирование штабеля, выщелачивание золота подачей в штабель раствора выщелачивающего реагента, сбор продуктивных растворов с последующим выделением из них золота (см. патент РФ №24611637, МПК С22В 11/00, опубл. 20.09.20012).
Эффективность данного способа также недостаточно велика вследствие значительной продолжительности извлечения большей части дисперсного золота, заключенного в частицах кварца и халцедона, а также сульфидно-сульфосолевых (сульфосольных) минералов.
Техническим результатом изобретения является повышение эффективности извлечения золота из руд и техногенных минеральных образований за счет увеличения скорости извлечения дисперсного золота, заключенного в частицах кварца и халцедона, а также сульфидно-сульфосолевых (сульфосольных) минералов.
Указанный технический результат достигается тем, что способ извлечения золота из упорных руд и техногенного минерального сырья, включающий агломерацию золотосодержащей минеральной массы исходного сырья путем добавки к ней связующего материала и раствора реагентов, формирование штабеля, выщелачивание золота путем подачи в штабель раствора выщелачивающего реагента, сбор продуктивных растворов с последующим выделением из них золота, отличается тем, что при агломерации в золотосодержащую минеральную массу в качестве реагентов вводят электроактивированный концентрированный раствор цианидов щелочных металлов, а после формирования штабеля, осуществляют подачу в штабель подогретого сжатого воздуха для удаления основной части влаги из агломерированной массы, затем в подаваемый воздух добавляют активные газы: двухатомарный кислород, атомарный кислород, озон, углекислый газ, пары активированной воды, содержащие перекись водорода, гидроксил-радикал, надугольную и угольную кислоты, выдерживают паузу для высыхания агломерированной массы, затем в нее подают в пенетрационном режиме раствор комплексообразователя для золота, выдерживают паузу и возобновляют подачу в агломерированную минеральную массу сжатого воздуха с химически активными газами, после чего минеральную массу орошают водой или слабоконцентрированным раствором выщелачивающего реагента.
Способ отличается также тем, что химически активные газы получают путем фотохимической обработки газов и паров воды, выделенных из водно-газовых суспензий, образованных при электрохимической обработке содовых растворов.
Отличительными признаками предлагаемого способа является то, что при агломерации в золотосодержащую минеральную массу подают электроактивированный концентрированный раствор цианидов щелочных металлов, а после получения окатышей - подогретый сжатый воздух, в который, после удаления основной части влаги из окатышей, закачивают химически активные газы: двухатомарный кислород, атомарный кислород, озон, углекислый газ, пары активированной воды, содержащие перекись водорода, гидроксил-радикал, надугольную и угольную кислоты, после чего подачу воздуха с химически активными газами прекращают, а после высыхания агломерированной массы, в нее подают в пенетрационном режиме раствор комплексообразователя для золота, выдерживают паузу и возобновляют подачу в агломерированную минеральную массу сжатого воздуха, в который закачены химически активные газы, после прекращения которой минеральную массу начинают орошать водой или слабоконцентрированным раствором выщелачивающего реагента, затем полученные продуктивные растворы направляют на сорбцию золота.
Способ осуществляется следующим образом.
В электрохимическом реакторе готовят активный щелочной раствор путем барботажа воздухом и последовательного электролиза с образованием растворенного двухатомарного кислорода и водорода, выделяющихся на аноде и катоде соответственно при напряжении 12-30 В, в который затем вводят цианид натрия или калия и продолжают электролиз в течение 5-15 мин при напряжении 1.5-8 В. Полученный раствор добавляют в агломерируемую золотосодержащую минеральную массу вместе с цементом и, при необходимости, с окисью кальция. Увлажненная раствором смесь подвергается агломерации (окомкованию). После получения из нее окатышей, агломерированную массу укладывают в штабель или помещают в специальную емкость. Через перфорированные трубы, уложенные в их основании, в минеральную массу подают подогретый сжатый воздух. После удаления основной части влаги из окатышей, в сжатый воздух закачивают или эжектируют химически активные газы: двухатомарный кислород, атомарный кислород, озон, углекислый газ, пары активированной воды, содержащие перекись водорода, гидроксил-радикал, надугольную и угольную кислоты. Эти газы получают путем фотохимической обработки УФ-лампой газов и паров воды при их естественном отделении от водно-газовых суспензий, образующихся при электрохимической обработке содовых растворов в электрохимических реакторах. После увлажнения и насыщения химически активными газами минеральной массы, подачу воздуха прекращают и выдерживают паузу для естественного высыхания массы. После высыхания агломерированной массы, в нее подают в пенетрационном режиме раствор комплексообразователя для золота, например, цианидов щелочных металлов. После вторичной пропитки им агломерированной массы, выдерживают паузу и возобновляют подачу в нее сжатого воздуха, в который закачены химически активные газы. При насыщении ими пленочных растворов, оставшихся на поверхности минеральных частиц, продувку воздухом прекращают и минеральную массу начинают орошать водой или слабоконцентрированным раствором выщелачивающего реагента, а полученные продуктивные растворы направляют на сорбцию золота.
Пример конкретного использования способа
Способ был опробован на упорных рудах Савкинского месторождения, содержащих преимущественно дисперсное золото. Причем такое золото не извлекается из руд этого месторождения методом кучного выщелачивания простым или «накислороженным» цианидным раствором. Низкие 1.1-1.3 г/т содержания золота в рудах Савкинского месторождения исключают применение для их переработки известных гидрометаллургических методов - биоокисления, автоклавов, обжига.
В электрохимическом реакторе готовили активный щелочной раствор с исходной концентрацией 1 г/л путем барботажа воздухом и последовательного электролиза (1 час) при напряжении 20 В, в который затем вводили цианид натрия (5 г/л) и продолжали электролиз в течение 15 мин при напряжении 5 В. Полученный раствор (700 мл) добавили с помощью распылителя в дробленую до класса - 5 мм руду (10 кг) вместе с портландцементом (35 г) и окомковывали в бетономешалке в течение 5 мин. Агломерированная масса слоем 50 см была уложена на сито с диаметром ячейки 2.5 мм, под которую были подведены пластиковые перфорированные трубы с односторонними заглушками, через которые феном в течение 15 мин подавали подогретый до 30-35°С сжатый воздух. После удаления основной части влаги из окатышей, что было визуально заметно по изменению их цвета и отсутствию влажной поверхности, отводную трубку от фена подсоединили к боковой поверхности крышки фотоэлектрохимического реактора, в котором проводилась электрохимическая обработка содового раствора концентрацией 30 г/л. Отделяющиеся от растворов пары воды и газы (кислород, углекислый газ, водород), при фотохимической обработке их УФ-лампой ДРТ-230, трансформировались в химически активные газы: двухатомарный кислород, атомарный кислород, озон, углекислый газ, пары активированной воды, содержащие перекись водорода, гидроксил-радикал, надугольную и угольную кислоты. Эта активная газо-паровая смесь отводилась через трубку в противоположной стороне крышки реактора и подавалась через перфорированные трубы в основание емкости, в которой была помещена агломерированная (окомкованная) минеральная масса. Процесс продувки продолжался 30 мин. После чего окомкованная обработанная масса выдерживалась в течение 3 суток. После высыхания агломерированной массы, в нее капельно подавали 0.03%-ный раствор цианида натрия (рН=10.5) в количестве 800 мл до полной пропитки им агломерированной массы. Повторно выдерживали паузу в течение 4-х суток. После чего через высохшую массу таким же образом, как и на первом этапе, подували сжатый воздух, содержащий химически активные газы в течение 35 мин. На завершающем этапе через минеральную массу в режиме интенсивного орошения (5 л/сутки) была пропущена техническая вода. Проба полученных продуктивных растворов была передана на атомно-абсорбционный анализ, определивший концентрацию золота в нем 1.87 г/л.
Таким образом, извлечение золота из упорной руды составило 87.5% менее чем за 10 суток, из контрольной пробы за этот же период времени было извлечено 32% золота.