СПОСОБ КУЧНОГО ВЫЩЕЛАЧИВАНИЯ ЗОЛОТА ИЗ УПОРНЫХ РУД И ТЕХНОГЕННОГО МИНЕРАЛЬНОГО СЫРЬЯ

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 и удалению из него токсичных для биоты миграционно-активных элементов.

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 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 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 С22В 11/00, опубл. 20.09.2012).

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

Техническим результатом изобретения является повышение эффективности извлечения золота из руд и техногенных минеральных образований за счет увеличения извлечения тонкого и дисперсного золота, заключенного в магнетите, сульфидно-сульфосолевых (сульфосольных) минералов, а также в частицах кварца и халцедона.

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 путем подачи в штабель раствора выщелачивающего реагента, рециркуляцию рабочих растворов, сбор продуктивных растворов с последующим выделением из них золота, отличается тем, что после формирования штабеля осуществляют первичное выщелачивание свободного золота и золота в сростках раствором реагента-комплексообразователя, выдерживают паузу и осуществляют подачу в штабель сернокислотно-пероксидного и карбонатно-пероксидного растворов, прошедших фотоэлектрохимическую обработку, выдерживают следующую паузу, после которой производят довыщелачивание тонкого и дисперсного золота, вскрытого при окислении магнетита, сульфидно-сульфосолевых минералов и трансформации структуры кварца-халцедона, раствором реагента-комплексообразователя с повторением цикла орошения до экономически оправданного уровня извлечения.

Способ отличается также тем, что подачу в штабель сернокислотно-пероксидного и карбонатно-пероксидного растворов, прошедших фотоэлектрохимическую обработку, осуществляют либо одновременно, либо последовательно, в зависимости от соотношения золотосодержащих минералов:

магнетита, кварца-халцедона и сульфидно-сульфосолевых (сульфосольных) минералов.

Отличительными признаками предлагаемого способа является то, что после агломерации осуществляют укладку агломерированной руды в штабель и первичное выщелачивание свободного золота и золота в сростках раствором реагента-комплексообразователя, а после рециркуляции рабочих растворов, сбора продуктивных растворов, выделения из них золота выдерживают паузу и осуществляют подачу в штабель сернокислотно-пероксидного и карбонатно-пероксидного растворов, прошедших фотоэлектрохимическую обработку, вторично выдерживают паузу, после которой производят довыщелачивание дисперсного и тонковкрапленного золота, вскрытого при окислении магнетита, сульфидно-сульфосолевых минералов, трансформации структуры кварца-халцедона, раствором реагента-комплексообразователя с повторением цикла орошения до экономически оправданного уровня извлечения.

Способ осуществляется следующим образом.

Исходное золотосодержащее сырье (руда или техногенная минеральная масса) подвергается агломерации (окомкованию) путем добавки к нему связующего материала, например цемента, воды, и обработки полученной смеси в агломераторе.

Из окомкованного материала формируют штабель и осуществляют первичное выщелачивание «свободного» золота и золота в сростках путем орошения с его поверхности раствором реагента-комплексообразователя и рециркуляции рабочих растворов до достижения в нем требуемого по условиям сорбции содержания золота. После чего производят сбор продуктивных растворов и выделение из них золота осаждением или сорбцией. Штабель после этого не орошают несколько суток. После выдерживания паузы в штабель подают активные окисляющие растворы 2-х типов: сернокислотно-пероксидного и карбонатно-пероксидного.

Окисляющие растворы готовят в фотоэлектрохимическом реакторе. Активный карбонатно-пероксидный раствор готовят путем барботажа воздухом исходного раствора карбоната или гидрокарбоната щелочных металлов, безмембранного электролиза с образованием в нем растворенного двухатомарного кислорода и углекислого газа, выделяющихся на аноде, а затем облучением электролизного раствора УФ-светом в диапазоне длин электромагнитных волн 180-300 нанометров путем циркуляции раствора через погружные УФ-лампы или облучением - навесными (внешними) УФ-лампами, при продолжающемся электролизе, преимущественно в зоне смешивания анолита и католита, с образованием в конечном итоге активного кислорода, под которым обычно понимаются различные аллотропные формы собственно кислорода и его соединения с водородом (озон, перекись водорода, гидро-ксил-радикал), а также ионов , мононадугольной H₂CO₄ и надугольной Н₂С₂О₆ кислот. Активные соединения углерода совмещают свойства окислителей и комплесообразователей для железа, меди и других металлов в составе сульфидно-сульфосолевых минералов, а также способны переводить окись кремния в поликремниевые кислоты.

Сернокислотно-пероксидный раствор готовят аналогичным образом в фотоэлектрохимическом реакторе из базового водного раствора серной кислоты. В этом случае удельный (с одного моля серной кислоты) выход активных форм кислорода (АФК) будет выше, поскольку на аноде будет выделяться только молекулярный двухатомный кислород и пары воды, причем перекись водорода будет образовываться не только путем облучения электролизного кислорода и паров воды УФ-лучами, но и через формирование на аноде метастабильной мононадсерной кислоты. Полученные карбонатно-пероксидный раствор, содержащий активные формы кислорода и его соединения с водородом и углеродом, и сернокислотно-пероксидный раствор совместно используют для окисления и структурной трансформации минеральных матриц, содержащих тонковкрапленное и/или дисперсное золото в составе руд или техногенной минеральной массы. При этом происходит интенсивное окисление и выщелачивание железа и меди гидрокарбонатами и сульфатами, окисление серы активными формами кислорода (АФК), с образованием дополнительных сульфатов, локальный перевод окиси кремния в метакремниевую кислоту с последующей ее полимеризацией, активными соединениями углерода с кислородом и водородом, что обеспечивает в целом подготовку минеральной матрицы к последующему выщелачиванию включенного в нее тонкого и дисперсного золота.

Растворяющиеся компонентами сернокислотно-пероксидного раствора мышьяк и сурьма, в составе арсенопирита, стибнита, сульфосолевых (сульфосольных) минералов, извлекаются из продуктивных растворов ионообменными сорбентами, что позволяет в последующем существенно снизить загрязнение ими окружающей среды в результате миграции с дождевыми стоками из отработанных штабелей КВ. Смешивание в материале штабеля 2-х типов растворов (в определенном соотношении) позволяет сформировать в нем метастабильную реакционно-активную среду с наличием агрессивных по отношению к сульфидно-сульфосолевым минералам углекислоты, сульфат-аниона, АФК.

Метастабильные активные карбонатные комплексы и гидроксилионы обеспечивают комплексное воздействие на матрицы золотосодержащих минеральных частиц кварца и халцедона. В том случае, если в золотосодержащей минеральной массе преобладают сульфиды и/или сульфосоли, то в штабель первоначально подается сернокислотно-пероксидный раствор, а затем карбонатно-пероксидный, при преобладании продуктивного кварц-халцедонового парагенезиса, в штабель первоначально подается карбонатно-пероксидный, а затем сернокислотно-пероксидный раствор. При близком значении содержаний в минеральной массе этих групп золотосодержащих минералов сернокислотно-пероксидный раствор и карбонатно-пероксидный раствор подаются в штабель одновременно или в виде смеси. После подачи активных растворов в штабель выдерживается пауза продолжительностью от нескольких суток до нескольких десятков суток.

Обработка материала штабеля с выщелоченным «свободным» золотом и золотом в сростках и окисленными и структурно-подготовленными минеральными матрицами с тонковкрапленным и дисперсным золотом на завершающем этапе осуществляют раствором с комплексообразователем для золота.

Пример конкретного использования способа.

Способ был опробован на лежалых хвостах обогащения руд Талатуйского месторождения Дарасунского рудного поля, в которых находится золото в сростках и неизвлеченное в концентрат, заключенное в минеральных частицах магнетита, халькопирита, арсенопирита, кварца, халцедона, «тонкое» и дисперсное золото. Причем дисперсное золото не извлекается из упорных руд и хвостов обогащения методом кучного выщелачивания простым «накислороженным» цианидным раствором, а только активными растворами.

Из 2%-ного содового раствора готовили активный карбонатно-щелочной раствор в фотоэлектрохимическом реакторе путем барботажа воздухом для насыщения кислородом в течение 1 часа, электролизом в течение 1 часа и облучения УФ-светом в диапазоне 180-300 нанометров лампами ДРТ-230 в течение 10 мин при продолжающемся электролизе. Из 0.3%-ного сернокислотного раствора готовили активный сернокислотно-пероксидный раствор в фотоэлектрохимическом реакторе путем барботажа воздухом для насыщения кислородом в течение 1 часа, электролизом в течение 1 часа, последующего ввода до концентрации 0.1% перекиси водорода и облучения УФ-светом в диапазоне 180-300 нанометров лампами ДРТ-230 в течение 20 мин.

Хвосты смешивали с водой (7.5% по массе), цементом 5 кг/т и известью 0.3 кг/т и подвергали агломерации (окомкованию) в агломераторе. После окомкования минеральную массу в форме окатышей укладывали в штабели и выдерживали 3-е суток для затвердения окатышей и подавали рабочий раствор из расчета 500 г цианида/т твердого как основного выщелачивающего реагента и кондиционирующей щелочи, добавляемой до достижения раствором pH 10. Полученный продуктивный раствор подавался в сорбционные колонны, загруженные углем. Маточный раствор доукрепляли цианидом, кондиционировали pH щелочью и подавали на штабель. Циклы продолжались до падения содержания золота в продуктивном растворе ниже 0.3 мг/л. После 5-суточной паузы в штабель подавали сернокислотно-пероксидный раствор, полученный в фотоэлектрохимическом реакторе до начала стекания его через дренаж.

Далее выдерживали паузу 10 суток и подавали в штабель карбонатно-пероксидный раствор, также полученный в фотоэлектрохимическом реакторе. После еще 3-х суток выдерживания в штабеле объединенного раствора с pH 9.5 в штабель подавали воду. Полученный раствор пропускали через сорбционные колонны с ионитами, селективно сорбирующими мышьяк, сурьму и тяжелые металлы, включая медь. После отмывки штабеля в него подавали раствор цианида натрия с концентрацией 0.08%, приготовленный на основе воды. Рабочие растворы первой стадии выщелачивания с концентрацией золота более 20 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.

После выпуска раствора первой стадии выщелачивания в штабель подавали повторно свежеприготовленный также на базе активного содового раствора концентрированный (2%-й) раствор цианида натрия из расчета Т:Ж=10:1, который выдерживали в штабеле двое суток, после чего в штабель подавали обеззолоченные растворы первой стадии. При этом такие обеззолоченные растворы с извлеченными из них примесями доукрепляли цианидом, насыщали кислородом воздуха перед подачей на повторное орошение. Рабочие растворы второй стадии, после выпуска их из штабеля, отправляли на угольные сорбционные колонны. Концентрация золота на угле составила 5 мг/г. Далее смолу и уголь отправляли на десорбцию. Обеззолоченные растворы доукрепляли цианидом до концентрации 300 мг/л, накислороживали воздухом и закачивали в штабель для контрольного извлечения золота. Циклы второй стадии выщелачивания продолжали до достижения критической концентрации золота в растворе - 0.1 мг/л.