СПОСОБ ИЗВЛЕЧЕНИЯ ДИСПЕРСНОГО ЗОЛОТА ИЗ УПОРНЫХ РУД ТЕХНОГЕННОГО МИНЕРАЛЬНОГО СЫРЬЯ (ВАРИАНТЫ)

Изобретение относится к гидрометаллургии цветных и благородных металлов, а именно к извлечению дисперсного золота из упорных руд, 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 дисперсного золота, составляющего основную долю запасов руд золотосульфидной формации и руд Карлинского типа, 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 золотосодержащей минеральной массы исходного сырья путем добавки к ней связующего материала, формирование штабеля, выщелачивание золота подачей в штабель раствора реагента, выщелачивающего золото, сбор рабочих растворов с последующим выделением из них золота (см. патент РФ №2461637, МПК C22B 11/00, опубл. 20.09.2012).

Эффективность данного способа также недостаточно велика вследствие невозможности 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 извлечения дисперсного золота, заключенного в частицах кварца и халцедона, а также сульфидно-сульфосолевых (сульфосольных) минералов.

Указанный технический результат достигается тем, что способ извлечения дисперсного золота из упорных руд и техногенного минерального сырья, включающий агломерацию золотосодержащей минеральной массы исходного сырья путем добавки к ней связующего материала, формирование штабеля, выщелачивание золота подачей в штабель раствора реагента, выщелачивающего золото, сбор рабочих растворов с последующим выделением из них золота, отличается тем, что перед агломерацией минеральную массу разделяют на две навески, при агломерации в первую навеску добавляют карбонатно-пероксидный раствор, содержащий растворенный углекислый газ и гидроксил-радикалы, полученные в результате последовательной электрохимической и фотохимической обработки содового раствора, во вторую - добавляют активный цианидный раствор, полученный путем фотохимической обработки щелочного раствора пероксида водорода, после агломерации навески смешивают, полученную рудную смесь укладывают в штабели, выдерживают паузу в течение нескольких суток, после чего осуществляют выщелачивание золота путем подачи в штабель накислороженной воды или слабого щелочного раствора цианида натрия или калия в инфильтрационном, фильтрационном или пульсационно-статическом режимах, с повторением цикла до экономически оправданного уровня извлечения.

Согласно второму варианту способ извлечения дисперсного золота из упорных руд и техногенного минерального сырья, включающий агломерацию золотосодержащей минеральной массы исходного сырья путем добавки к ней связующего материала, формирование штабеля, выщелачивание золота подачей в штабель раствора реагента, выщелачивающего золото, сбор рабочих растворов с последующим выделением из них золота, отличается тем, что при агломерации золотосодержащей минеральной массы добавляют первоначально карбонатно-пероксидный раствор, содержащий растворенный углекислый газ и гидроксил-радикалы, полученные в результате последовательной электрохимической и фотохимической обработки содового раствора, затем после формирования окатышей в агломерируемую массу добавляют активный цианидный раствор, полученный путем фотохимической обработки щелочного раствора пероксида водорода, полученную рудную смесь укладывают в штабели, выдерживают паузу в течение нескольких суток, после чего осуществляют выщелачивание золота путем подачи в штабель накислороженной воды или слабого щелочного раствора цианида натрия или калия в инфильтрационном, фильтрационном или пульсационно-статическом режимах, с повторением цикла до экономически оправданного уровня извлечения.

Отличительными признаками предлагаемых способов является то, что по первому варианту при агломерации минеральную массу разделяют на две навески, в каждую из которых добавляют растворы различного состава:

1) карбонатно-пероксидный раствор, содержащий растворенный углекислый газ и гидроксил-радикалы, полученные в результате последовательной электрохимической и фотохимической обработки содового раствора,

2) активный цианидный раствор, полученный путем фотохимической обработки щелочного раствора пероксида водорода,

после чего эти навески отдельно агломерируют, а после агломерации разделенные навески смешивают или по второму варианту обрабатываемую минеральную массу не разделяют на навески, а обрабатывают вышеуказанными растворами в одном агломераторе, первоначально раствором первого типа, а затем после формирования окатышей в агломерируемую массу подают раствор второго типа, после агломерации рудную смесь укладывают в штабели, в которых она выдерживается в течение нескольких суток для осуществления встречной диффузии активных компонентов растворов с перманентным образованием метастабильной реакционной смеси, в составе которой периодически образуются циан-радикалы, которые активно проникают в кристаллическую решетку минералов, содержащих дисперсное золото, и взаимодействуют с ним, после чего осуществляют перевод выщелоченного золота из агломерированного материала подачей в него накислороженной воды или слабого щелочного раствора цианида натрия или калия в инфильтрационном, фильтрационном или пульсационно-статическом режимах, с повторением цикла до экономически оправданного уровня извлечения.

Способ осуществляется следующим образом.

В электрохимическом реакторе готовят активный карбонатно-пероксидный раствор, содержащий растворенный углекислый газ и гидроксил-радикалы, путем последовательной электрохимической и фотохимической обработки содового раствора, и параллельно готовят активный цианидный раствор путем фотохимической обработки - облучения УФ-светом в диапазоне длин электромагнитных волн 180-300 нанометров щелочного раствора пероксида водорода. Полученные карбонатно-пероксидный раствор и активный цианидный раствор используют для агломерации дробленой руды, содержащей полезные компоненты, либо с разделением ее на две навески и обработкой их отдельно этими типами растворов, либо без разделения на навески путем последовательного ввода обоих типов растворов: первоначально карбонатно-пероксидного, а затем после образования окатышей и активного цианидного. После агломерации рудную массу смешивают (по первому варианту) или непосредственно (по второму варианту) укладывают в штабели, в которых она выдерживается в течение нескольких суток для осуществления встречной диффузии активных компонентов растворов с перманентным образованием метастабильной реакционной смеси, в составе которой периодически образуются циан-радикалы. Циан-радикалы активно проникают в кристаллическую решетку минералов, содержащих дисперсное золото, и взаимодействуют с ним, что обеспечивает возможность его диффузии к поверхности кристаллов минералов-носителей. После выдерживания паузы и, соответственно, диффузионного выщелачивания дисперсного золота осуществляют подачу в штабель агломерированного материала накислороженной воды или слабого щелочного раствора цианида натрия или калия винфильтрационном, фильтрационном или пульсационно-статическом режимах. При этом обеспечивается перевод выщелоченного золота из пленочной воды в рабочие растворы. Золото из рабочих растворов сорбируют или осаждают.

Пример конкретного использования способа.

Способ был опробован на золотосодержащих рудах месторождения Погромное, в которых дисперсное золото заключено в минеральных частицах кварца, пирротина, пирита. Причем такое золото не извлекается из руд методом кучного выщелачивания простым «накислороженным» цианидным раствором, а только предложенными активными растворами.

Из 1%-ного водного раствора соды готовили активный карбонатно-пероксидный раствор в электрохимическом реакторе путем барботажа воздухом для насыщения кислородом в течение 1 ч и электролизом в течение 1 ч. Активный цианидный раствор готовили барботажем воды, последующим вводом в нее до концентрации 0.1% перекиси водорода, облучением УФ-светом в диапазоне 180-300 нанометров лампами ДРТ - 230 в течение 30 мин и ввода в него порошка цианида натрия до концентрации 0.3%. Полученные растворы совместно с цементом 3 кг/т и известью - 5 кг/т последовательно вводили в агломератор: первоначально карбонатно-пероксидный из расчета Ж:Т=1:20, затем после 3-х мин агломерации активный цианидный раствор до Ж:Т=1:15 и продолжали агломерацию еще в течение 2-х минут. Агломерированную минеральную массу укладывали на поверхности в штабели высотой 2.5 м, которые оборудовали системой перфорированных пластиковых труб и прикрепленных к ним перфорированных патрубков диаметром 1.5 см с торцевыми заглушками, выдерживали 5 суток и подавали через них 0.03%-ный раствор цианида натрия. Плотность орошения 10 л/м²·ч. Рабочие растворы с концентрацией золота более 2 мг/л собирали в дренажной канаве и подавали на сорбционные колонны 1-й стадии сорбции, в которых размещены подготовленные в активном, доукрепленном щелочью, растворе ионообменные смолы, сорбирующие последовательно комплексные анионы железа, меди, серебра и золота. Содержание золота на смоле составило 7 мг/г.