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

Рисунки к патенту РФ 2580356

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

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

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

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

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

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

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

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

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

Способ осуществляется следующим образом.

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

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

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

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

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

Пример конкретного осуществления способа

Способ апробировался на рудах месторождения Погромное.

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

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

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

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

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

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

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

ФОРМУЛА ИЗОБРЕТЕНИЯ

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

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

Учитывается или нет данная публикация в РИНЦ. Некоторые категории публикаций (например, статьи в реферативных, научно-популярных, информационных журналах) могут быть размещены на платформе сайт, но не учитываются в РИНЦ. Также не учитываются статьи в журналах и сборниках, исключенных из РИНЦ за нарушение научной и издательской этики."> Входит в РИНЦ ® : да	Число цитирований данной публикации из публикаций, входящих в РИНЦ. Сама публикация при этом может и не входить в РИНЦ. Для сборников статей и книг, индексируемых в РИНЦ на уровне отдельных глав, указывается суммарное число цитирований всех статей (глав) и сборника (книги) в целом."> Цитирований в РИНЦ ® : 1
Входит или нет данная публикация в ядро РИНЦ. Ядро РИНЦ включает все статьи, опубликованные в журналах, индексируемых в базах данных Web of Science Core Collection, Scopus или Russian Science Citation Index (RSCI)."> Входит в ядро РИНЦ ® : нет	Число цитирований данной публикации из публикаций, входящих в ядро РИНЦ. Сама публикация при этом может не входить в ядро РИНЦ. Для сборников статей и книг, индексируемых в РИНЦ на уровне отдельных глав, указывается суммарное число цитирований всех статей (глав) и сборника (книги) в целом."> Цитирований из ядра РИНЦ ® : 0
Цитируемость, нормализованная по журналу, рассчитывается путем деления числа цитирований, полученных данной статьей, на среднее число цитирований, полученных статьями такого же типа в этом же журнале, опубликованных в этом же году. Показывает, насколько уровень данной статьи выше или ниже среднего уровня статей журнала, в котором она опубликована. Рассчитывается, если для журнала в РИНЦ есть полный набор выпусков за данный год. Для статей текущего года показатель не рассчитывается."> Норм. цитируемость по журналу: 0,853	Пятилетний импакт-фактор журнала, в котором была опубликована статья, за 2018 год."> Импакт-фактор журнала в РИНЦ: 0,302
Цитируемость, нормализованная по тематическому направлению, рассчитывается путем деления числа цитирований, полученных данной публикацией, на среднее число цитирований, полученных публикациями такого же типа этого же тематического направления, изданных в этом же году. Показывает, насколько уровень данной публикации выше или ниже среднего уровня других публикаций в этой же области науки. Для публикаций текущего года показатель не рассчитывается."> Норм. цитируемость по направлению: 0,394

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»

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)