способ извлечения дисперсного золота из упорных руд и техногенного минерального сырья

Формула изобретения

1. 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 него золота, отличающийся тем, что при агломерации в минеральную массу дополнительно добавляют карбонатно-щелочной раствор, содержащий растворенный углекислый газ и активный кислород, полученные в результате последовательной электрохимической и фотохимической обработки содового раствора, которым окисляют, выщелачивают или переводят в подвижное состояние компоненты минеральных матриц сырья, содержащих дисперсное золото, после чего осуществляют выщелачивание золота из агломерированного материала первоначально в пенетрационно-диффузионном режиме подачей активного концентрированного раствора выщелачивающего реагента до образования смачивающих агломерированный материал пленок, а затем, после накопления в них растворенного золота, в инфильтрационном, фильтрационном или агитационном режимах накислороженной водой или слабым раствором выщелачивающего реагента, с повторением цикла до экономически оправданного уровня извлечения.

2. Способ по п.1, отличающийся тем, что в активный содовый раствор после электрохимической обработки вводят перекись водорода и подвергают его фотохимической обработке УФ-лампой.

3. Способ по п.1, отличающийся тем, что выделение золота производят из рабочего раствора в сорбционных колоннах сорбцией, проводимой стадийно после каждого цикла выщелачивания.

4. Способ по п.3, отличающийся тем, что перед загрузкой в сорбционные колонны сорбенты подготавливают в карбонатно-щелочном растворе, полученном фотоэлектрохимической обработкой, с дополнительным облучением УФ-лучами в тонком слое.

Описание изобретения к патенту

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.

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 мелкого 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 № 2361937, С22В 11/00, опубл. 20.07.2009).

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, отличаетсяся тем, что при агломерации в минеральную массу дополнительно добавляют карбонатно-щелочной раствор, содержащий растворенный углекислый газ и активный кислород, полученные в результате последовательной электрохимической и фотохимической обработки содового раствора, которым окисляют, выщелачивают или переводят в подвижное состояние компоненты минеральных матриц сырья, содержащих дисперсное золото, после чего осуществляют выщелачивание золота из агломерированного материала, первоначально в пенетрационно-диффузионном режиме подачей активного концентрированного раствора выщелачивающих реагентов до образования смачивающих агломерированный материал пленок, а затем, после накопления в них растворенного золота, в инфильтрационном, фильтрационном или агитационном режимах накислороженной водой или слабым раствором выщелачивающих реагентов, с повторением цикла до экономически оправданного уровня извлечения.

Способ отличается также тем, что в активный содовый раствор после электрохимической обработки вводят перекись водорода и подвергают его фотохимической обработке УФ-лампой.

Способ отличается также тем, что выделение золота производят из рабочего раствора в сорбционных колоннах сорбцией, проводимой стадийно после каждого цикла выщелачивания.

Способ отличается тем, что перед загрузкой в сорбционные колонны сорбенты подготавливают в карбонатно-щелочном растворе, полученном фотоэлектрохимической обработкой с дополнительным облучением УФ-лучями в тонком слое.

Отличительными признаками предлагаемого способа является то, что при агломерации (окомковании) в минеральную массу добавляют дополнительно карбонатно-щелочной раствор, содержащий растворенный углекислый газ и активный кислород, полученные в результате последовательной электрохимической и фотохимической обработки содового раствора, которым окисляют, выщелачивают или переводят в подвижное состояние компоненты минеральных матриц, содержащих дисперсное золото, после чего осуществляют выщелачивание золота из агломерированного материала, первоначально в пенетрационно-диффузионном режиме вводом активного концентрированного раствора выщелачивающих реагентов до образования смачивающих агломерированный материал пленок, а затем, после накопления в них растворенного золота, в инфильтрационном, фильтрационном или агитационном режимах накислороженной водой или слабым раствором выщелачивающего реагента, с повторением цикла до экономически оправданного уровня извлечения.

Способ осуществляется следующим образом.

В электрохимическом реакторе готовят активный щелочно-содовый раствор путем барботажа воздухом и последовательного электролиза с образованием растворенного двухатомарного кислорода и углекислого газа, выделяющихся на аноде, а затем образования активного кислорода (озона, перекиси водорода, гидроксил-радикала 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 прианодной зоне. В прикатодной области реактора образуется гидроксид натрия (щелочь). Полученный карбонатно-щелочной раствор, содержащий активные формы кислорода, совместно со связующим материалом используют для агломерации техногенной минеральной массы, содержащей полезные компоненты. В результате чего активные окисляющие и комплексообразующие компоненты раствора начинают диффундировать в верхние слои минеральных матриц, содержащих дисперсное золото, при этом происходит интенсивное выщелачивание железа и меди гидрокарбонатами, окисление серы активным кислородом, с образованием сульфатов, что обеспечивает в целом подготовку минеральной матрицы к последующему выщелачиванию «свободного» и включенного в минеральные матрицы золота. При этом, поскольку раствор имеет щелочную основу, мышьяк в составе арсенопирита и других арсенатов остается в твердой фазе. Комплексное воздействие на матрицы золотосодержащих минеральных частиц кварца и халцедона, растворенных карбонатов и гидрокарбонатов, в сочетании с углекислотой и гидроксидом натрия, полученными в ходе электрохимической обработки исходного содового раствора, формирует в этих минералах квазижидкие приповерхностные области гидратированных поликремниевых соединений, обеспечивающих возможность последующего проникновения в глубинные слои их матриц комплексообразователей и их взаимодействие с дисперсным золотом. Причем углекислотно-гидроксидный комплекс не действует разрушающе на комплексообразующие соединения, в том числе цианиды. В то же время окомкованный материал приобретает хорошую проницаемость для активного концентрированного раствора, содержащего комплексообразователи. В том случае, если в золотосодержащей минеральной массе содержатся в значительных количествах сульфосоли и/или углистое вещество, то при подготовке активного раствора, после электролиза исходного содового раствора, дополнительно вводят перекись водорода, которая при последующем УФ-облучении продуцирует более сильный окислитель-гидроксил-радикал.

После окомкования во вращающемся барабане, минеральную массу укладывают в штабели (на подготовленную площадку или в кювету) и выдерживают в них 1-2-е суток для обеспечения подготовки золотосодержащих минеральных матриц к последующему выщелачиванию.

Через эммитеры, размещенные в уложенных на поверхности штабелей трубах (шлангах), или через погружные трубы и патрубки осуществляют двухстадийное орошение штабеля: первоначально концентрированным раствором основных выщелачивающих реагентов, а затем, после выдерживания паузы 2-4 суток, накислороженной водой или слабым раствором основного реагента. Обработка подготовленного агломерированного материала небольшим количеством концентрированного раствора с комплексообразователем для золота с последующим выдерживанием в течение 2-4 суток обеспечивает его выщелачивание в пенетрационно-диффузионном режиме. Последующее орошение агломерированного материала водой или слабым раствором реагента обеспечивает извлечение выщелоченного золота из пленочной жидкости в основной объем формирующегося раствора, который перемещается в штабеле в фильтрационном или инфильтрационном режиме. При большом количестве в выщелачиваемом материале глинистых или шламистых частиц, слабо агломерированный материал может быть полностью залит раствором с образованием пульпы, которая может перемешиваться эрлифтами и после выщелачивания откачиваться из кюветы насосами. При этом после агломерации такого материала с активным содово-щелочным раствором, его перед укладкой в траншею (кювету) смешивают с сорбентом 1 -и стадии, таким образом, при последующем орошении материала концентрированным раствором основного выщелачивающего реагента, сразу начинается процесс сорбционного выщелачивания. После подачи в кювету слабо концентрированного раствора реагента или накислороженной воды до образования пульпы, сорбент первой стадии отделяется от нее на ситах и в процесс подается сорбент второй стадии.

При кучном варианте реализации заявляемого способа, для полноценной проработки материала штабелей, их формирование предпочтительнее осуществлять с параллельным размещением в них системы ортогонально ориентированных относительно друг друга перфорированных труб и патрубков. Таким образом, обеспечивается использование «объемного» орошения через систему труб и патрубков, при котором практически исключается эффект каналирования - движения растворов внутри штабеля отдельными потоками с оставлением «сухих» зон. После выпуска из штабеля первого, концентрированного рабочего раствора, сбора его в дренажной канаве и откачивания на поверхность для сорбции растворенного золота сорбентом 1-й стадии, в штабель повторно подается небольшое (не более 1:10 по отношению к объему выщелачиваемого материала) количество доукрепленного оборотного (после сорбции из него золота) или свежеприготовленного активного концентрированного выщелачивающего раствора. Далее, после очередного выдерживания его в штабеле в течение 1-2 суток, цикл повторяется - осуществляется интенсивная подача в штабель низко концентрированного оборотного обеззолоченного накислороженного раствора (полученного после сорбции или осаждения из него золота). Формирующийся в штабеле низко концентрированный раствор реагента обеспечивает сбор выщелоченного золота из пленочной воды и его довыщелачивание из минеральных матриц.

Золото из рабочих растворов первой и второй стадий кучного выщелачивания сорбируют или осаждают в отдельных цепочках колонн, поскольку они имеют существенно разный солевой состав и содержание золота и сопутствующих ценных металлов. Циклы второй стадии выщелачивания повторяют до снижения в рабочих растворах концентрации металлов ниже критической величины. Для повышения сорбционной активности соответственно сорбционной емкости угля или смолы используется их обработка таким же активным карбонатно-щелочным раствором, который используется при агломерации с дополнительным облучением в тонком слое УФ-лампами.

Такая обработка позволит сформировать дополнительные карбоксильные группы на поверхности угольных частиц или повысить активность пленочной фазы ионита.

Пример конкретного использования способа.

Способ был опробован на лежалых хвостах обогащения руд Дарасунского месторождения, в которых находится неизвлеченное в концентрат, заключенное в минеральных частицах халькопирита, арсенопирита, кварца, халцедона дисперсное золото. Причем такое золото не извлекается из хвостов методом кучного выщелачивания простым «накислороженным» цианидным раствором (см. протокол, схемы 1, 2), а только предложенными активными растворами (схема 3).

Из 1%-ного содового раствора готовили активный карбонатно-щелочной раствор в электрохимическом реакторе путем барботажа воздухом для насыщения кислородом в течение 1 часа, электролизом в течение 1 часа, последующего ввода до концентрации 1% перекиси водорода и облучения УФ-светом в диапазоне 180-300 нанометров лампами ДРТ-230 в течение 30 мин. Полученный раствор совместно с цементом и известью-5 кг/т использовали для раздельной агломерации среднезернистых и шламисто-глинистых лежалых хвостов обогащения, содержащих полезные компоненты. Для первых расход цемента составил 3 кг/т, для вторых - 2 кг/т. После окомкования во вращающемся барабане, минеральную массу этих типов хвостов в форме окатышей раздельно укладывали в штабели. Агломерированную минеральную массу среднезернистых лежалых хвостов обогащения укладывали на поверхности в штабеле высотой 2.5 м, которые оборудовали системой перфорированных пластиковых труб и прикрепленных к ним перфорированных патрубков диаметром 1.5 см с торцевыми заглушками, выдерживали одни сутки и подавали через них концентрированный раствор цианида натрия, приготовленный на основе такого же активного содового раствора, но без добавления перекиси водорода, полученного при электрохимической и фотохимической обработке, из расчета 500 г цианида/т твердого как основного выщелачивающего реагента и кондиционирующей щелочи, добавляемой до достижения раствором рН=10.5. Далее выдерживали раствор в штабеле в течение 2-х суток, осуществляя выщелачивание золота в пенетрационно-диффузионном режиме из сульфидных, сульфоарсенидных, сульфосолевых (сульфосольных) минералов, кварца и халцедона. После чего орошали через трубы и патрубки штабель накислороженной водой до Т:Ж=10:3, чем обеспечивали перевод выщелоченного золота в формируемый разбавленный подвижный рабочий раствор. 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 - 0.5 мг/л.

Слабо агломерированный материал шламисто-глинистых частиц смешивался в объемном соотношении 20:1 с подготовленной в активном, доукрепленном щелочью растворе, ионообменной смолой А-100, с облучением в тонком (10 см) слое УФ-лампой, и помещался в кюветы размером 20*5*1.5 м с гидроизолированными пленкой бортами и днищем. После 2-х суток выстаивания, в кювету через перфорированные трубы подавался 2%-й раствор цианида натрия из соотношения Т:Ж=7.5:1 и кюветы сверху закрывались пленкой. Материал с цианидным раствором выстаивался 3-е суток, после чего в кювету подавалась накислороженная вода до соотношения Ж:Т=1:1, с образованием пульпы, которая перемешивалась эрлифтами в течение часа. После этого пульпа, при перемешивании эрлифтом, пропускалась через сетчатый барабан с наклонной осью, в котором осуществлялось отделение смолы 1-й стадии от пульпы. Далее в пульпу подавался доукрепляющий активный раствор цианида натрия, свежая смола, подготовленная в активном растворе из расчета 2% от ее объема. Перемешивание пульпы со смолой эрлифтами продолжалось в течение одних суток с 2-х часовыми перерывами после часа активного барботажа.

После завершения процесса сорбционного выщелачивания, осуществлялось отделение насыщенной смолы 2-й стадии на сетчатом барабане при откачивании пульпы из кюветы насосами. Содержание на смоле 1-й стадии золота 7.5 мг/г, второй - 5.3 мг/г. Общее извлечение золота из Дарасунских хвостов составило 82%.