СПОСОБ ПЕРЕРАБОТКИ ЗОЛОТОСОДЕРЖАЩЕГО МИНЕРАЛЬНОГО СЫРЬЯ

Изобретение относится к гидрометаллургии благородных металлов, а именно к гидрометаллургической переработке золотосодержащего минерального сырья, и предназначено для извлечения золота и сопутствующих промышленно ценных металлов.

Известен способ переработки хвостов флотации полиметаллических руд, согласно которому хвосты флотации подвергают гидравлической классификации на пески и шламы. Пески обогащают на концентрационных столах с перечистками, хвосты гравитационного обогащения доизмельчают, флотируют и получают сульфидные концентраты, из которых извлекают продуктивные компоненты (см. заявку RU 93046294, МПК6 B03B 7/00, опубл. 20.05.1996).

Недостатком данного способа является невысокая эффективность из-за невозможности извлечения дисперсного золота, составляющего основную долю запасов месторождений упорных руд и техногенных образований, что связано с недостаточным доступом комплексообразователей к частицам наноразмерного золота.

Наиболее близким к заявляемому является способ переработки золотосодержащего минерального сырья, включающий агломерацию минерального сырья цементом, окисью кальция и раствором, полученным в результате смешивания активного содового раствора, подвергнутого фотоэлектрохимической обработке, с выщелачивающими реагентами, выщелачивание орошением штабеля водой или активным содовым раствором, подвергнутым фотоэлектрохимической обработке (см. патент RU №2461637, МПК C22B 11/00, 7/00, 3/04, опубл. 20.09.2012)

Эффективность данного способа также недостаточно велика из-за длительности стадии диффузионного выщелачивания золота в агломерированном материале и высокого расхода основного комплексообразующего реагента, используемого для выщелачивания золота, вследствие его побочных реакций с компонентами активного содового раствора.

Техническим результатом предлагаемого изобретения является повышение эффективности способа переработки техногенного минерального сырья за счет сокращения времени выщелачивания золота и экономии реагентов, используемых для его извлечения.

Указанный технический результат достигается тем, что способ переработки золотосодержащего минерального сырья, включающий предварительную подачу в минеральную массу активного содового раствора, подвергнутого электрохимической и/или фотоэлектрохимической обработке, и выщелачивание раствором выщелачивающих реагентов, содержащих комплексообразователи для золота, отличается тем, что в содовый раствор после электрохимической обработки вводят перекись водорода, полученный карбонатно-пероксидный раствор подают в золотосодержащую минеральную массу циклично, чередуя с циклами подачи выщелачивающего раствора, до достижения приемлемого уровня извлечения золота.

Способ отличается также тем, что после ввода в активный содовый раствор перекиси водорода его облучают УФ-светом в диапазоне 180-300 нанометров.

Отличительными признаками предлагаемого способа является то, что в содовый раствор, подготавливающий золотосодержащие минеральные матрицы к выщелачиванию, после его электрохимической обработки вводят перекись водорода, при этом полученный, в конечном счете, карбонатно-пероксидный раствор подают в золотосодержащую минеральную массу циклично, чередуя с циклами подачи раствора, содержащего комплексообразователи для выщелачивания золота. В результате этого активные компоненты карбонатно-пероксидного раствора начинают диффундировать в минеральную матрицу минералов, содержащих микронное и дисперсное золото, при этом происходит интенсивное выщелачивание железа гидрокарбонатами, окисление серы активными формами кислорода с образованием сульфатов, взаимодействие кремния в составе частиц золотосодержащего кварца с гидроксил-ионом и гидрокарбонатом с формированием аморфных, хорошо проницаемых для компонентов выщелачивающих растворов, участков его кристаллической решетки. Таким образом, минеральная матрица, содержащая микровключения золота и его дисперсные формы, становится более проницаемой для собственно выщелачивающих растворов. При этом углекислота, содержащаяся в активном содовом растворе, реагирует преимущественно с компонентами минеральной матрицы и не расходуется на побочные реакции с цианидами, приводящие к их дополнительному расходу, вследствие образования синильной кислоты. Таким образом, указанная совокупность отличительных признаков позволяет повысить эффективность способа освоения техногенных минеральных образований за счет сокращения времени и экономии реагентов.

Способ осуществляется следующим образом.

В фотоэлектрохимическом реакторе готовят активный содовый раствор путем барботажа воздухом и последующего электролиза, после завершения которого в полученный активный карбонатный раствор вводят перекись водорода и облучают УФ-светом в диапазоне 180-300 нанометров, получая пероксидно-карбонатный раствор, содержащий гидроксил-радикалы, или используют пероксидно-карбонатный раствор непосредственно (без дополнительного облучения), для подготовки золотосодержащей минеральной массы к выщелачиванию. При этом минеральную массу укладывают в штабели или помещают в емкости, в том числе в кюветы, орошают активным раствором и выдерживают паузу для интенсивного выщелачивания железа гидрокарбонатами, окисления серы активными формами кислорода, повышения проницаемости частиц золотосодержащего кварца. После чего штабель (материал в кювете) орошают выщелачивающим раствором, содержащим комплексообразователи для золота, например цианид натрия. После этого рабочие золотосодержащие растворы собирают в дренажной канаве или откачивают из емкости и подают насосом в накопительную емкость или (в зависимости от содержания золота в растворе) на сорбцию в сорбционные колонны. Далее циклы орошения активным содовым раствором и раствором, содержащим комплексообразователи для золота, продолжаются до достижения экономически оправданного уровня его извлечения.

Пример конкретного осуществления способа.

Способ апробировался на рудах месторождения Погромное.

Исходные данные.

1. Руда - золотосодержащие метасоматиты переменного состава с золотосодержащими сульфидными минералами и высоким содержанием продуктивного кварца.

1.1. Руда отобрана из горизонтов ~ 150 м.

1.2. Содержание золота в руде порядка 1,15-1,2 г/т (в расчетах принято 1,2 г/т).

1.3. Крупность дробления руды, взятой для выщелачивания: класс - 10 мм 100%; класс +3,75…-10 мм - 52%; класс +2…3,75 мм - 27%; класс - 2 мм - 21%.

1.4. Вес навески руды для одного исследования - 3 кг.

В исходной руде, привезенной с рудника "Апрелково", выход фракции +10 мм оценивался в 19-20%. Эта фракция руды отсевалась и не использовалась для исследований.

2. Реагенты: вода - водопроводная: pH 7; цианид натрия, кислород технический, раствор перекиси водорода 30% и продукты фотоэлектрохимического синтеза (в схеме 2). Раствор цианида натрия готовился ежесуточно для классического выщелачивания с концентрацией, равной 0,5 г/л. Суточный расход раствора цианида натрия при капельном орошении руды в колонне составлял 0,2 л/сутки. Другие методы выщелачивания золота (с х.ч. кислородом и активным содовым раствором) исследовались при идентичном расходе цианида натрия.

3. Оборудование: трубы полиэтиленовые с внутренним диаметром 40 мм, длиной 2 м.

4. Орошение руды фотоэлектроактивированным пероксидно-карбонатным раствором и цианидным раствором проводилось циклично - через сутки, причем цианиды подавались капельным орошением круглосуточно, как и в контрольных схемах.

5. Результаты исследований обобщены графиками, представленными на фиг.1.

6. Как видно из графика, извлечение золота в раствор из руд месторождения Погромное, при стандартном извлечении (схема 1), составило порядка 40% (с учетом экстраполяции на последующее довыщелачивание при условии продолжения процесса до 30 суток - не более 50%), при использовании «накислороженных» растворов - 55% (экстраполяционный прогноз - 60% за 30 суток) (схема 3), при использовании фотоэлектроактивированных пероксидно-карбонатных растворов (схема 2) - 73% (экстраполяционный прогноз - 80% за 30 суток).