Результат интеллектуальной деятельности: СПОСОБ КУЧНОГО ВЫЩЕЛАЧИВАНИЯ ЗОЛОТА ИЗ 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 за счет 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 кучного выщелачивания золота из минерального сырья, включающий агломерацию минеральной массы исходного сырья, формирование из агломерированного сырья штабеля и выщелачивание золота путем подачи в штабель раствора выщелачивающего реагента, рециркуляцию рабочих растворов, сбор продуктивных растворов с последующим выделением из них золота (см. патент RU №2461637, МПК C22B 11/00, 7/00, 3/04, опубл. 20.09.2012).

Эффективность данного способа также недостаточно велика из-за неполного вскрытия минеральных матриц, содержащих инкапсулированное и дисперсное золото, а также высокого расхода основного комплексообразующего реагента, используемого для выщелачивания золота, вследствие его побочных реакций с рудообразующими элементами и компонентами активного содового раствора.

Техническим результатом предлагаемого изобретения является повышение эффективности способа переработки техногенного минерального сырья за счет более полного вскрытия минеральных матриц, содержащих инкапсулированное и дисперсное золото, а также снижения удельного расхода реагентов, используемых для его извлечения.

Указанный технический результат достигается тем, что способ кучного выщелачивания золота из минерального сырья, включающий агломерацию минеральной массы исходного сырья, формирование из агломерированного сырья штабеля и выщелачивание золота путем подачи в штабель раствора выщелачивающего реагента, рециркуляцию рабочих растворов, сбор продуктивных растворов с последующим выделением из них золота, отличающийся тем, что агломерацию сырья осуществляют с добавлением активного концентрированного пероксидно-карбонатного и/или пероксидно-гидроксидного раствора, приготовленных из водных растворов, соответственно, карбонатов щелочных металлов или их гидроксидов с добавлением в них перекиси водорода с последующей электрохимической и/или фотоэлектрохимической обработкой, а после формирования из агломерированного сырья штабеля выдерживают паузу, после которой минеральную массу одновременно орошают, до ее полного смачивания, двумя видами растворов: активным выщелачивающим с комплексообразователем для золота, подготовленным путем его растворения в воде, прошедшей электрохимическую и/или фотоэлектрохимическую обработку, и низкоконцентрированным пероксидно-карбонатным и/или пероксидно-гидроксидным раствором, приготовленным аналогично растворам для агломерации, по завершении смачивания минеральной массы выдерживают паузу для осуществления диффузионного выщелачивания золота, по завершении которого орошают минеральную массу раствором комплексообразователя, подготовленным на основе активированной воды и/или обеззолоченного маточного раствора, прошедших электрохимическую и/или фотоэлектрохимическую обработку, который непосредственно перед подачей на орошение штабелей смешивают с высококонцентрированным пероксидно-карбонатным и/или пероксидно-гидроксидным раствором.

Отличительными признаками предлагаемого способа является то, что агломерацию сырья осуществляют с добавлением активного концентрированного пероксидно-карбонатного и/или пероксидно-гидроксидного раствора, приготовленных из водных растворов, соответственно, карбонатов щелочных металлов или их гидроксидов с добавлением в них перекиси водорода и последующей электрохимической и/или фотоэлектрохимической обработкой, а после формирования из агломерированного сырья штабеля выдерживают паузу, после которой минеральную массу одновременно орошают, до ее полного смачивания, двумя видами растворов: активным выщелачивающим с комплексообразователем для золота, подготовленным путем его растворения в воде, прошедшей электрохимическую и/или фотоэлектрохимическую обработку, и низкоконцентрированным пероксидно-карбонатным и/или пероксидно-гидроксидным раствором, приготовленных из водных растворов, соответственно, карбонатов щелочных металлов или их гидроксидов с добавлением в них перекиси водорода и последующей электрохимической и/или фотоэлектрохимической обработкой, по завершении смачивания минеральной массы выдерживают паузу для осуществления диффузионного выщелачивания золота, по завершении которого орошают минеральную массу раствором комплексообразователя, подготовленным на основе активированной воды и/или обеззолоченного маточного раствора, прошедших электрохимическую и/или фотоэлектрохимическую обработку, который непосредственно перед подачей на орошение штабелей смешивают с высококонцентрированным пероксидно-карбонатным и/или пероксидно-гидроксидным раствором.

Способ осуществляется следующим образом.

В фотоэлектрохимическом реакторе готовят концентрированный (с содержанием исходного компонента 5-30 г/л) активный пероксидно-карбонатный и/или пероксидно-гидроксидный раствор путем барботажа воздухом исходного водного раствора соды (и/или поташа) и/или щелочи (гидроксида натрия и/или калия), после чего осуществляют его электролиз, в процессе которого, постоянно или периодически, вводят перекись водорода или пероксиды щелочных металлов, а на завершающей стадии смешанный активный раствор (водно-газовую эмульсию) облучают УФ-светом в диапазоне 180-300 нанометров. Таким образом получают, соответственно, пероксидно-карбонатный и/или пероксидно-гидроксидный растворы, содержащие полученные в ходе электрохимических и фотохимических реакций гидратированные гидроксил-радикалы и гидроксил-ионы. Ввод перекиси водорода (или пероксидов щелочных металлов), в процессе фотоэлектрохимической обработки содового или щелочного раствора, позволяет, за счет высокой гидратационной активности перекисных соединений, формировать в растворе активные кластеры - гидратные комплексы, состоящие из активных (в том числе ионизированных) молекул воды, продуктов ее электродиссоциации и фотолиза (в том числе ионов гидроксония, гидроксил-ионов и гидроксил-радикалов). Эти растворы используют при агломерации (окомковании) золотосодержащей минеральной массы. В случае высокого (более 3% по массе руды) содержания сложноокисляемых сульфидных минералов - пирита и пирротина, при подготовке активного раствора перекись водорода вводят дважды: перед электрохимической обработкой и перед фотоэлектрохимической обработкой исходного раствора соды и/или щелочи. Золотосодержащую минеральную массу, обработанную таким высокоактивным раствором, укладывают в штабели и выдерживают паузу продолжительностью 1-5 суток для интенсивного диффузионного выщелачивания железа и марганца гидрокарбонатами, окисления серы гидратированными формами активного кислорода, гидролитической трансформации частиц золотосодержащего кварца-халцедона, набухания глинистых золотосодержащих минералов, что обеспечивает повышение их проницаемости для компонентов выщелачивающих растворов.

После выдерживания этой паузы минеральную массу, до ее полного смачивания, орошают одновременно двумя видами растворов: активным выщелачивающим с комплексообразователем для золота, например, цианидом натрия, подготовленным путем его растворения в воде, прошедшей электрохимическую и/или фотоэлектрохимическую обработку, и низкоконцентрированным пероксидно-карбонатным и/или пероксидно-гидроксидным раствором, приготовленным на базе водных растворов, соответственно, карбонатов щелочных металлов или их гидроксидов с добавлением в них перекиси водорода и последующей электрохимической и/или фотоэлектрохимической обработкой. Далее опять выдерживают паузу для осуществления диффузионного выщелачивания золота с одновременным доокислением минеральных матриц, содержащих его дисперсные формы. По завершении диффузионного выщелачивания минеральную массу орошают раствором комплексообразователя, подготовленным на основе активированной воды и/или обеззолоченного маточного раствора, прошедших электрохимическую и/или фотоэлектрохимическую обработку, который непосредственно перед подачей на орошение штабелей смешивают с высококонцентрированным пероксидно-карбонатным и/или пероксидно-гидроксидным раствором.

Пример конкретного осуществления способа

Лежалые хвосты обогащения руд месторождения Новинка Карийского рудного поля, расположенного в пределах золото-молибден-вольфрамового пояса. Руды этого месторождения характеризуются 3-мя продуктивными минеральными парагенезисами: с магнетитом (5-ти генераций), кварцем и актинолитом, висмутином. В исходных рудах золото представлено преимущественно самородной формой зерна размерами 0.3-1.2 до 2-3 мм, более мелкие золотины группируются в скопления размером до 3 мм. Кроме того, мелкое и «тонкое» (менее 0.1 мм) золото локализовано, соответственно, в виде интерстиций в агрегатах магнетита и его отдельных зернах. Дисперсное золото в рудах месторождения не исследовалось и не оценивалось, но учитывая наличие в рудах акцессорных пирита (2-х генераций), арсенопирита, частично замещаемого скородитом, можно предположить и наличие в них, а соответственно, и в хвостах обогащения, и такой его формы. Кроме того, в частицах кварца и актинолита может находиться субмикронное инкапсулированное золото. Хвосты обогащения руд месторождений Карийского рудного поля были уложены более 10 лет назад, поэтому золотосодержащий магнетит частично трансформирован в гематит, гетит и гидрогетит, преимущественно в области микротрещин. В кварце и актинолите помимо генетических микротрещин могла появиться система дополнительных гипергенных микротрещин, индуцированных воздействиями солнечной радиации, воздуха и пленочной воды. Таким образом, внутрикристаллическое тонкое и инкапсулированное золото могло частично вскрыться и стать доступным для реагентов, используемых в процессах его кучного, скважинного или кюветного выщелачивания. Руда - золотосодержащие метасоматиты переменного состава с золотосодержащими сульфидными минералами и высоким содержанием продуктивного кварца.

После проведения входного анализа на содержание золота в навесках пробы хвостов были получены следующие результаты (см таблицу 1):

После смешивания проб-НК-1, НК-2, НК-3, НК-5, НК-6, НК-7, НК-8, НК-10, НК-11, была получена вторичная усредненная проба, анализ навесок этой пробы позволил получить следующий результат (см. таблицу 2):

Технологическая проба хвостов была усреднена и разделена на навески массой по 5 кг. Навески были смешаны перед окомкованием с цементом (НК(СП)) 3 г/кг=15 г. Во вторую навеску была добавлена окись кальция (НК(СП1)) 0.2 г/кг=1 г. Обе навески при окомковании были обработаны активным раствором, полученным в электрохимическом реакторе при электрохимической обработке содового раствора концентрацией 10 г/л, в ходе которой в раствор добавлялась 32%-я перекись водорода с интенсивностью 10 мл/л*час. Агломерированный (окомкованный) с использованием этого раствора материал помещался в пластиковые колонны диаметром 150 мм и выстаивался 2.5 суток для реализации процесса капиллярного насыщения им минеральной массы. При этом осуществлялись начальное окисление и гидратация золотосодержащих минеральных матриц.

После этого в колонну в течение 1 часа был подан активный пероксидно-цианидный раствор в количестве 200 мл и активный карбонатно-пероксидный раствор в количестве 50 мл до достижения полного их поглощения минеральной массой. Пероксидно-цианидный раствор готовился по следующей технологии. В воду добавлялся гидроксид натрия (концентрация 1.3 г/л), полученный первичный раствор проходил обработку в фотоэлектрохимическом реакторе, в ходе которой, на стадии электрохимической активации, в раствор разово добавлялась перекись водорода, исходя из расхода 0.05 мл/л*час. После электролиза раствор облучался УФ-лампой ДРТ-240. В полученный активный пероксидно-гидроксидный раствор, перед подачей его в колонну, добавлялся порошковый цианид натрия до достижения его концентрации в растворе 3 г/л. Обработанный материал выстаивался в колонне в течение 5-ти суток для обеспечения выщелачивания золота в диффузионном режиме. После чего осуществлялась капельная подача цианидного раствора концентрацией 0.3 г/л, подготовленного на основе активной воды из фотоэлектрохимического реактора в количестве 300 мл/сутки, в который непосредственно перед орошением добавляли пероксидно-карбонатный раствор в пропорции 1:10, что обеспечивало инфильтрационный гидродинамический режим движения рабочего раствора в колонне, формирование новых активных кластерных цианидно-гидроксильных комплексов и вывод растворенного золота из области диффузионного слоя пленочной воды в формируемый продуктивный раствор. Параллельно, (начиная с 5.5 суток), осуществлялся выпуск продуктивных растворов из колонн и их анализ на золото, серебро, медь, кальций и магний, содержание цианидов, а также измерение pH. Жидкие пробы отбирались и передавались на анализ через каждые 12 часов. Анализы на золото (Au), серебро (Ag), медь (Cu) проводились на атомно-абсорбционном спектрофотометре. Методом титрования определяли кальций (Ca), магний (Mg) и содержание NaCN в продуктивном растворе, pH замеряли на анализаторе Анион. Первый слив из колонн имел высокие содержания золота (3.36 и 3.93 мг/л соответственно). В последующие сутки наблюдалось резкое снижение содержания золота (Au) до 0.05 мг/л. Продуктивные растворы пропускались через колонку с активированным углем, полученные обеззолоченные маточные растворы реактивировались в электрохимическом реакторе, и в них вводился цианид натрия до концентрации 0.3 г/л. В полученный раствор добавлялся пероксидно-карбонатный раствор в соотношении 1:10.

На тринадцатые сутки, вследствие предельно малых концентраций золота в продуктивных растворах обеих колонн, материал из них был извлечен. Пробы материала высушили и истерли до фракции 0,071 мкм, после чего провели исследование на остаточное содержание золота после выщелачивания.

Результаты анализа после выщелачивания (см. таблицу 3):

Таким образом, по данным анализов твердой фазы, предлагаемый способ обеспечил извлечение из параллельных проб 86% и 93% соответственно (ранее проведенные эксперименты по классической цианидной схеме показали извлечение не выше 50%).