Обзор патентов РФ по «золотым» технологиям в 2015–2016 годах
Изобретательская активность в РФ не утихает. В год подается до десяти заявок на «золотые» технологии, на полезные модели и товарные знаки, на изделия из золота. Наш обозреватель Владимир Тесленко подготовил краткий обзор свежих патентов по технологиям извлечения золота.
Владимир Тесленко — обозреватель журнала «Золото и технологии».
Способ извлечения золота из концентратов
Патент РФ 2538435 (2015 г.)
Авторы патента:
Начаров Владимир Борисович,
Шиве Андрей Рихардович,
Замотин Павел Алексеевич,
Лобанов Владимир Геннадьевич,
Филонов Николай Александрович,
Набиуллин Фарит Минниахметович,
Русских Александр Алексеевич,
Тимофеев Евгений Иванович
Владелец патента:
Федеральное государственное автономное образовательное учреждение высшего профессионального образования «Уральский федеральный университет имени первого Президента России Б.Н. Ельцина»
Способ включает стадийное цианистое выщелачивание золота, на первой из которых измельченный исходный материал при перемешивании выщелачивают оборотным цианистым раствором. Из продукта первой стадии выделяют классификацией песковую фракцию. На второй стадии песковую фракцию выщелачивают в цианистом растворе с концентрацией NaCN 0,5–2 г/л. При этом растворы, полученные на второй стадии, направляют для выщелачивания исходного материала. Золото извлекают из растворов выщелачивания первой стадии. Кеки выщелачивания первой и второй стадий смешивают со связующим и пористым наполнителем, смесь гранулируют, складируют в виде штабеля и дополнительно извлекают золото из штабеля кучным выщелачиванием. В качестве пористого наполнителя используют золу сжигания каменных углей в количестве 5–10 % от массы кеков. Кучное выщелачивание золота проводят обеззолоченным раствором с содержанием 0,1–0,5 г/л NaCN. Продуктивный раствор с кучного выщелачивания подкрепляют цианидом и направляют на стадию выщелачивания песковой фракции. Техническим результатом является повышение суммарного извлечения золота из концентратов на 4–5 %.
Принципиальными отличиями предлагаемого способа являются гранулирование хвостов стадийного цианирования, складирование их в штабель и дополнительное выщелачивание золота в режиме кучного выщелачивания. Такой режим в отличие от выщелачивания в реакторах не ограничен продолжительностью и удельным объемом выщелачивающего раствора (м3 на 1 т сырья). Именно эти особенности позволяют дополнительно перевести в раствор часть золота, недорастворенного в реакторах, и золота, сорбированного углистыми и шламистыми компонентами хвостов. Для растворения оставшегося после выщелачивания в реакторах золота нет необходимости использовать растворы с высокой концентрацией цианида. Исследованиями установлено и практикой кучного выщелачивания подтверждено, что решающим фактором в этой технологии является время контакта материала с раствором. В этой связи содержание цианида в обеззолоченном растворе, подаваемом на орошение штабеля, достаточно 0,1–0,5 г/л. Более высокие концентрации не оказывают положительного эффекта.
Содержание золота в продуктивном растворе кучного выщелачивания гранулированных хвостов по определению не может быть высоким. С этой точки зрения растворы целесообразно подкрепить по цианиду до уровня, предложенного в прототипе — 0,5–2 г/л NaCN, и направить на выщелачивание песковой фракции.
Опыты показали, что кучное выщелачивание неподготовленных хвостов шламовой и песковой фракций сульфидных концентратов, а также их смеси не представляется возможным. В массе штабеля эти материалы самопроизвольно уплотняются и теряют свойство проницаемости растворов. Попытки периодически взрыхлять слои толщиной даже 1–2 метра успеха не имели. Для обеспечения гидро- и воздухопроницаемости в таких случаях проводят грануляцию измельченного сырья с добавкой связующих, например цемента. Получение гранул нужной прочности из смеси сульфидных концентратов и цемента, как показали специальные опыты, достигается при дозировке цемента 5–10 %. Это весьма затратно и помимо прочего приводит к формированию плотных и плохопроницаемых для растворов гранул. Для сохранения требуемой гидропроницаемости в смесь перед грануляцией целесообразно добавлять пористый наполнитель. С этой целью в данном способе предложено использовать мелкодисперсную золу, образующуюся при сжигании каменных углей на ТЭЦ и ГРЭС. Требуемое качество гранул достигается при дозировке золы в количестве 5–10 % от массы кеков. Большая дозировка золы эффекта не приносит, выщелачиваемый материал разубоживается, увеличиваются затраты на грануляцию. При меньшем расходе золы проницаемость гранул и степень извлечения золота на стадии кучного выщелачивания недостаточны.
В предлагаемом способе технологической схемой предусмотрено последовательное выщелачивание золота с перемешиванием сырья в реакторах и кучное выщелачивание, при этом суммарное предельное извлечение золота неизменно. Условно, если выщелачивание в реакторах длится 10 часов, то в режиме кучного процесса на последующей стадии через 1 месяц остаточное содержание золота в хвостах снижается до 1 г/т и далее не уменьшается. Если в реакторах выщелачивание проводить 2 часа, то через 2 месяца кучного выщелачивания остаточное содержание золота также снижается до 1 г/т и далее не уменьшается. Мировая практика кучного выщелачивания свидетельствует о существенно меньших удельных затратах на единицу массы извлеченного золота в сравнении с выщелачиванием в чанах. С этой точки зрения экономически целесообразно в реакторах за сравнительно короткое время выщелачивать большую часть золота, но предельного извлечения добиваться в режиме кучного выщелачивания. В результате нагрузка на реакторы и расход энергии на перемешивание сокращаются, а производительность в целом возрастает.
Примером реализации заявляемого способа служат результаты следующих опытов.
Флотационный пиритный концентрат Березовского рудника (Урал) крупностью -0,4 мм содержал 38 г/т золота. Спектрально-фазовым анализом выявлено наличие в концентрате 0,35 % органического углерода. В лабораторных реакторах объемом 5 л с механическим перемешиванием и интенсивной аэрацией выщелачивали золото из навесок массой 1 кг при Ж:Т = 3:1.
После операции выщелачивания проводили разделение шламовой и песковой фракций на гидроциклоне. Песковую фракцию (+0,074 мм) с содержанием твердого 65 % распульповывали обеззолоченным цианистым раствором и проводили вторую стадии цианирования. После отделения от золотосодержащих растворов хвосты выщелачивания шламовой и песковой фракций смешивали с цементом и мелкодисперсной золой ГРЭС, смесь гранулировали и после формирования гранул достаточной прочности загружали в лабораторный перколятор, в котором имитировали кучное выщелачивание.
Способ извлечения золота из теллуристых руд и концентратов
Патент РФ 2541236 (2015 г.)
Авторы патента:
Начаров Владимир Борисович,
Маковская Ольга Юрьевна,
Лобанов Владимир Геннадьевич,
Филонов Николай Александрович,
Набиуллин Фарит Минниахметович,
Тимофеев Евгений Иванович
Владельцы патента:
Федеральное государственное автономное образовательное учреждение высшего профессионального образования «Уральский федеральный университет имени первого Президента России Б.Н. Ельцина» и ООО «Березовский рудник»
Задача данного изобретения заключается в повышении скорости цианистого выщелачивания золота из теллуристых руд и концентратов, сокращении затрат на реагенты, а планируемый технический результат выражается в химическом разложении теллурида золота перед цианированием.
Поставленные задачи достигаются тем, что перед цианистым выщелачиванием проводят восстановительную обработку исходного сырья раствором, содержащим сульфит натрия в качестве восстановителя, с последующим отделением раствора от кека, который подвергают цианистому выщелачиванию.
В частном случае исходную руду или концентрат перемешивают в растворе, содержащем 1–10 г/л сульфита натрия, 0,1–1 мг/л растворенного кислорода при рН = 10–11, кек отделяют и подвергают цианистому выщелачиванию, а раствор возвращают для обработки новой порции сырья.
Известные методы цианистого выщелачивания благородных металлов из руд основаны на их окислении кислородом, растворенным в цианистом растворе (5–9 мг/л при температуре 20 °C) и образовании устойчивых комплексных соединений с цианионом:
4Au + 8NaCN + O2 + 2H2O = 4Na[Au(CN)2] + 4NaOH
(1)
Константа скорости реакции равна 1,5×10-7 моль-0,5 дм1,5 см-2 c-1.
При выщелачивании природных соединений благородных металлов механизм иной. Металлы в этих соединениях уже окислены и для перевода в раствор необходимо окислить анионы. Другими словами, при выщелачивании теллурида золота анион Te2- окисляется с образованием TeO3-2-. С циан-ионом золото образует комплекс:
4AuTe2 + 8NaCN + 4,5O2 + 6NaOH = 2Na[Au(CN)2] + 4Na2TeO3 + 3H2O
(2)
Кинетика цианирования теллурида золота определяется скоростью окисления теллурид-иона. По результатам многочисленных исследований константа скорости этой реакции значительно меньше константы скорости растворения металлического золота. В частности, эта константа на два порядка меньше, чем для реакции (1). Данный фактор и объясняет сложности цианирования теллуристых руд.
Характерным свойством благородных металлов, а золота в максимальной степени, является их высокое сродство к электрону. Термодинамическими расчетами показано и практикой подтверждено, что из всех без исключения синтетических и природных труднорастворимых соединений, в которых золото находится в виде катионов Au (I) или Au (III), золото может быть восстановлено до элементного металлического состояния многими восстановителями.
Теллурид золота является типичным труднорастворимым соединением. На практике и, в частности, в способе прототипа при переработке теллуристых руд проводят окислительное выщелачивание (2). В настоящем изобретении предложено перед цианированием проводить восстановительную обработку, целью которой является разрушение прочной связи между золотом и теллуром. Из числа наиболее доступных восстановителей рекомендуется использовать сульфит натрия. В растворе Na2SO3 концентрация растворенного кислорода, обусловливающего протекание выщелачивания в окислительном режиме по (2), снижается до величины 0,1–1,0 мг/л. Другими словами, введение в раствор сульфита натрия снижает окислительный потенциал и создает условия для восстановительной обработки.
Термодинамически более благоприятные условия для перевода теллура в раствор достигаются в щелочном растворе:
AuTe2 + 2Na2SO3 + 4NaOH = Au + 2Na2SO4 + 2Na2Te + 2H2O
(3)
Исследования показали, что процесс по указанной реакции не осложняется образованием промежуточных продуктов и пленок, пассивирующих поверхность растворяемых частиц теллурида золота. Скорость восстановительного выщелачивания теллура на несколько порядков выше, чем скорость окислительного выщелачивания. В результате восстановительной обработки частицы теллурида золота превращаются в субатомные структуры металлического золота. Последующее растворение такого золота в цианистом растворе протекает чрезвычайно быстро. Суммарная требуемая продолжительность восстановительной обработки сырья и последующего цианирования с полным переводом золота в раствор резко возрастает, адекватно возрастает скорость производственного процесса.
В качестве восстанавливающего реагента помимо сульфита натрия на практике можно использовать тиосульфат натрия, гидразин и некоторые органические соединения. Выбор определяется минимизацией затрат. Режимы восстановительной обработки подчинены цели достижения максимального извлечения золота в раствор при цианировании сырья на последующей стадии. Продолжительность восстановительной обработки, обеспечивающая максимально возможное разложение теллурида золота, зависит от свойств перерабатываемого сырья и определяется экспериментально. При использовании сульфита натрия в качестве восстанавливающего реагента его концентрация по данным опытов должна быть не меньше 1 г/л. При увеличении концентрации сульфита больше 10 г/л положительного эффекта не наблюдается.
Предлагаемый способ выщелачивания включает две разнонаправленные стадии. На первой проводят восстановительную обработку, при этом минимизируют окислительный потенциал системы, в частности ограничивая поступление кислорода в пульпу и снижая его концентрацию в жидкой фазе до 1 мг/л. На последующей стадии цианирования необходимо максимально повысить окислительный потенциал системы. Поскольку восстанавливающий реагент — избыточный сульфит натрия — препятствует этому, после восстановительной обработки раствор отделяют декантацией или фильтрованием от руды (концентрата) и после подкрепления сульфитом используют повторно для новых порций сырья. Для выщелачивания золота руду (концентрат) перемешивают в отдельном цианистом растворе при интенсивной аэрации и содержании кислорода в растворе 5–9 мг/л.
Примером реализации заявляемого способа служат результаты следующих опытов.
Флотационный концентрат Березовского рудника (Урал) крупностью -0,4 мм содержал 38 г/т золота. Рентгено-фазовым анализом в концентрате индентифицировали природный теллурид золота AuTe2. Специальными исследованиями установлено, что на долю этого соединения приходится ориентировочно 5–10 г/т золота. Выщелачивание проводили в лабораторных реакторах объемом 5 л с механическим перемешиванием. Конс трукция реакторов позволяла их герметизировать и ограничивать поступление кислорода в раствор. Масса навесок в опытах составляла 1 кг. Плотность пульпы на обеих стадиях обработки составляла Ж:Т = 3:1.
На первой стадии концентрат подвергали восстановительной обработке в растворе сульфита натрия. Щелочную среду обеспечивали добавкой щелочи NaOH. Реактор герметизировали и перемешивали пульпу в течение 1 часа. С помощью специального индикаторного электрода оценивали в пульпе содержание растворенного кислорода. По истечении заданного времени пульпу фильтровали. Кек вновь загружали в реактор и выщелачивали золото цианистым раствором (2 г/л) в течение 5 часов, после чего в растворе определяли содержание золота. Фильтрат восстановительной обработки после подкрепления необходимыми реагентами до заданных значений использовали для обработки новых порций концентрата.
Для сравнения проводили цианирование концентрата по способу-прототипу в одну стадию при указанных параметрах с добавкой в пульпу бромистого натрия в количестве 5 г/л и также после анализа растворов рассчитывали скорость растворения золота.
Сопоставительный анализ известных технических решений, в том числе способа, выбранного в качестве прототипа, и предполагаемого изобретения позволяет сделать вывод, что именно совокупность заявленных признаков обеспечивает достижение усматриваемого технического результата. Реализация предложенного технического решения за счет восстановительной обработки концентрата, содержащего теллурид золота, в рекомендованных режимах дает возможность повысить скорость растворения золота при цианировании на 20–30 % по сравнению со способом-прототипом.
Способ кучного выщелачивания золота из руд
Патент РФ 2557024 (2015 г.)
Авторы патента:
Шевченко Юрий Степанович,
Емельянов Сергей Степанович,
Зыков Николай Васильевич,
Лавров Александр Юрьевич,
Секисов Артур Геннадиеви
Владелец патента:
Федеральное государственное бюджетное образовательное учреждение высшего профессионального образования «Забайкальский государственный университет» (ФГБОУ ВПО «ЗабГУ»)
Изобретение относится к технологии кучного выщелачивания золота и может быть использовано при освоении месторождений упорных руд.
Способ включает дробление руды, формирование из дробленой руды штабелей, выщелачивание золота путем подачи раствора реагента в штабель до падения содержания золота в продуктивных растворах ниже технологического предела, бурение скважин, размещение в них взрывчатых веществ, взрывание зарядов, довыщелачивание минеральной массы, сбор продуктивных растворов с последующим извлечением из продуктивных растворов золота.
При бурении скважин осуществляют опробование минеральной массы, по результатам которого устанавливают контуры зон кольматации с повышенным содержанием шламовоглинистых фракций, закачивают под давлением в эти зоны через скважины концентрированные щелочно-цианидные выщелачивающие растворы, осуществляя с их помощью диффузионное выщелачивание золота. После выдерживания паузы размещают заряды взрывчатых веществ, помещенные в ампулы с водой, в частях скважин, расположенных в пределах зон кольматации. Производят взрывание зарядов, осуществляя рыхление материала с одновременной взрывоинъекционной обработкой образующейся при взрыве зарядов водно-газовой смесью, после чего производят довыщелачивание минеральной массы путем орошения всего штабеля слабым щелочно-цианидным раствором. Технический результат — повышение эффективности выщелачивания.
Способ осуществляется следующим образом. Производят отсыпку дробленой руды или полученной на ее основе агломерированной минеральной массы в штабели, монтируют на их поверхности оросительную систему и осуществляют подачу через нее выщелачивающих щелочно-цианидных растворов в минеральную массу в циркуляционном режиме. При падении в формируемых продуктивных растворах содержания золота на втором этапе временно демонтируют оросительную систему, в штабеле бурят и оборудуют скважины, с помощью которых производят опробование минеральной массы, по результатам которого устанавливают контуры зон с повышенным (от 20 % по занимаемого объема) содержанием шламово-глинистых фракций, закачивают под давлением в эти зоны через скважины концентрированные щелочно-цианидные растворы, с концентрацией цианида натрия от 0,5 % (массовой) осуществляют с их помощью диффузионное выщелачивание, а после выдерживания паузы продолжительностью 2–5 суток, размещают в соответствующих участках скважин ампулы с водой, внутри которых помещают заряды ВВ, а верхнюю часть скважины заполняют забойкой — мелкой фракцией руды и осуществляют взрывное рыхление материала в этих зонах с одновременной взрывоинъекционной обработкой материала водно-газовой смесью, образующейся при взрыве зарядов ВВ. При взрыве зарядов такой конструкции вода под давлением образующихся взрывных газов проникает в пространство между относительно крупными отдельностями руды, увеличивая расстояние между ними и соответственно ослабляя связи их с шламово-глинистыми частицами, что позволяет формируемому при смешении воды и концентрированного раствора рабочему раствору осуществлять выщелачивание золота. Кроме того, существенно возрастает и температура образуемого рабочего раствора, что особенно важно при ведении процесса в осенне-зимний и весенний периоды. После взрывной активации минерально-реагентной смеси в зонах кольматации вторично монтируют оросительную систему и производят орошение всего штабеля низкоконцентрированными (0,02–0,2 % NaCN) щелочно-цианидными растворами, при этом при их подаче в выщелачиваемый материал получают низкоконцентрированный (0,03– 0,3 %) рабочий раствор выщелачивающих реагентов, который при взаимодействии с минеральной массой штабеля обеспечивает довыщелачивание из него золота с извлечением его из продуктивных растворов на сорбент до экономически оправданного уровня.
Пример конкретного использования способа.
Руды Савкинского золоторудного месторождения представлены преимущественно минерализованными метасоматитами 2 основных генетических типов (аргеллизированными метаморфическими породами и гидротермально измененными интрузивными породами диоритового ряда с высоким (до 20 %) содержанием кварца-тоналита. Основу продуктивного минерального парагенезиса, ассоциированного с золотом, составляют оксидно-гидроксидные минералы железа и марганца. Золото преимущественно тонкое и мелкое (от 1 до 60 мкм), при этом высока вероятность его нахождения в дисперсной форме с кластерным и атомарным уровнем рассеяния в кристаллических решетках оксидно-гидроксидных и сульфидных минералов-носителей, в минералах глин (в последних также возможно его нахождение в форме сорбированных ионов). С позиций применимости технологии кучного выщелачивания при переработке Савкинских руд существует следующий комплекс проблем, обусловливающих низкий уровень извлечения золота:
Руда после дробления подвергается грохочению, причем мелкий класс (-5 мм) агломерируется с цементом и известью. Крупный класс укладывается в основание штабеля на гидроизолирующее покрытие (глина-песок-глина-полимерная пленка) и в его нижнем слое монтируется система дренажных труб. На поверхности штабеля монтируют оросительную систему, включающую шланги, распределительные патрубки и эммитеры, и осуществляют подачу через них активных щелочно-цианидных выщелачивающих растворов (концентрация цианидов 0,05 %) в агломерированную минеральную массу в циркуляционном режиме. При этом растворы из накопительного зумпфа анализируются на содержание золота и остаточных цианидов и при достижении концентрации более 1 мг/л подаются в сорбционные колонны, после которых доукрепляются реагентами и вновь подаются на орошение. При падении содержания золота в продуктивных растворах до уровня менее 1 мг/л временно демонтируют оросительную систему, в штабеле бурят и оборудуют скважины, при этом производят опробование минеральной массы, по результатам которого устанавливают положение верхней и нижней границ зоны с повышенным (от 20 % объема) содержанием шламово-глинистых фракций, образовавшейся при заполнении свободного пространства кусковой фракции переместившимися с выщелачивающими растворами мелкими частицами разрушаемых окатышей из верхней части штабеля. Скважины оборудуют локально перфорированными пластиковыми трубами и подают через них насосом под давлением в сформированные зоны кольматации концентрированные (с содержанием цианида натрия 1 %) активные щелочно-цианидные выщелачивающие растворы из расчета 30 л раствора на 1 т руды, осуществляют с их помощью диффузионное выщелачивание золота, а после выдерживания паузы продолжительностью 3 суток размещают в скважинах (в участках кольматации) тонкостенные (толщиной 1,5 мм) ампулы с водой (представляющие собой запаянные с торцов пластиковые трубки с водой) диаметром 100 мм, внутри которых помещают заряды эмульсионного ВВ в пластиковых трубках диаметром 50 мм, и осуществляют взрывное рыхление материала в этих зонах с одновременной взрывоинъекционной обработкой материала водно-газовой смесью. В завершение вторично монтируют оросительную систему и производят орошение всего штабеля низкоконцентрированными (0,02 % по NaCN) щелочно-цианидными растворами для формирования в штабеле рабочего раствора с концентрацией 0,05 % и довыщелачивания им золота, полученные продуктивные растворы собирают в дренажно-коллекторных выработках (канавках и зумпфах) в основании штабеля и перекачивают насосом в сорбционные колонны, заполненные активированным углем, который по мере насыщения выгружается и направляется на десорбцию с него золота. Обеззолоченные растворы доукрепляют при необходимости цианидом и подают на следующий цикл орошения.
Конечное извлечение золота на уголь из руд Савкинского месторождения по результатам моделирования во взрывных камерах этой схемы составляет 80 %.
Способ кучно-скважинного выщелачивания золота из техногенных минеральных образований или песков неглубокозалегающих россыпей
Патент РФ 2553811 (2015 г.)
Авторы патента:
Шевченко Юрий Степанович,
Попова Галина Юрьевна,
Лавров Александр Юрьевич,
Секисов Артур Геннадиевич
Владелец патента:
Федеральное государственное бюджетное образовательное учреждение высшего профессионального образования «Забайкальский государственный университет» (ФГБОУ ВПО «ЗабГУ»)
Изобретение относится к технологии выщелачивания золота из техногенных минеральных образований (хвостов обогащения руд и галеэфельных отвалов) или песков неглубокозалегающих россыпей с тонким золотом и может быть использовано при освоении техногенных минеральных образований и отработке россыпных месторождений, преимущественно неглубокозалегающих.
Техническим результатом предлагаемого способа является повышение эффективности выщелачивания за счет снижения потерь золота с рабочими растворами и его переосаждения на минералы глин.
Результат достигается тем, что способ кучно-скважинного выщелачивания золота из техногенных минеральных образований или песков неглубокозалегающих россыпей, включающий бурение закачных скважин, подачу через них в продуктивный пласт активированных выщелачивающих растворов, сбор продуктивных растворов, последующее сорбционное извлечение золота из продуктивных растворов, отличается тем, что предварительно в выщелачиваемом материале формируют дренажные выработки путем локального извлечения золотосодержащей минеральной массы из зон с повышенным содержанием илисто-глинистых фракций и/или промышленно ценных компонентов, бурение закачных скважин осуществляют между дренажными выработками, а извлеченную при формировании дренажных выработок минеральную массу подвергают агломерации с выщелачивающим раствором и цементом и складируют ее на поверхности зон с пробуренными скважинами, после чего осуществляют закачку концентрированных растворов выщелачивающих реагентов в оставшуюся неизвлеченной золотосодержащую минеральную массу и техногенное образование или пески россыпи через систему закачных скважин, производят этими растворами диффузионное выщелачивание золота, после чего орошают минеральную массу через поверхность и через закачные скважины водой или низкоконцентрированными растворами, производят дренаж продуктивных растворов через сформированные дренажные выработки и сорбционное извлечение золота из продуктивных растворов.
Способ отличается также тем, что при наличии в извлекаемой при формировании дренажных выработок минеральной массе гравиобогатимого золота с крупностью частиц более 0,5 мм перед агломерацией минеральную массу подвергают предварительному обогащению.
Способ осуществляется следующим образом. Производят бурение разведочных скважин и опробование бурового материала, по результатам анализа которого выделяют зоны с повышенным содержанием илисто-глинистых фракций и/или промышленно ценных компонентов. Производят выемку продуктивной минеральной массы из этих зон с формированием дренажных выработок. При наличии в извлеченной минеральной массе гравиобогатимого золота с крупностью частиц более 0,5 мм ее направляют на предварительное обогащение на соответствующем оборудовании (шлюзах, отсадочных машинах, сепараторах и т.д.). Между дренажными выработками, сформированными при извлечении продуктивной минеральной массы, осуществляют бурение и обсадку закачных скважин (оголовки скважин соединяют пластиковыми трубами, через которые впоследствии подают выщелачивающие растворы, и присыпают трубы защитным слоем минеральной массы). Параллельно производят агломерацию извлеченной минеральной массы с активированным электрохимической, ультразвуковой, фотохимической или фотоэлектрохимической обработкой концентрированным выщелачивающим раствором, например цианида натрия концентрацией 10 г/л, и цементом, после чего ее складируют на поверхности зон с пробуренными и обустроенными скважинами. Далее закачивают через систему закачных скважин концентрированные выщелачивающие растворы реагентов, например цианида натрия концентрацией 10 г/л, в оставшуюся неизвлеченной золотосодержащую минеральную массу (или продуктивный пласт песков) и таким образом осуществляют выщелачивание в диффузионном режиме золота из всей (передислоцированной и оставшейся на месте хранения или залегания) обработанной растворами минеральной массы. После периода диффузионного выщелачивания (2–4 суток) производят орошение обработанного материала через поверхность и через закачные скважины накислороженной водой, при этом получают при подаче накислороженной воды в выщелачиваемый материал низконцентрированный раствор выщелачивающих реагентов за счет смешивания воды с концентрированным раствором, например цианида натрия до уровня 0,5 г/л. Далее этот раствор рециркулирует, т. е. осуществляют подачу раствора в выщелачиваемый материал до экономически оправданного уровня извлечения золота.
Дренаж продуктивных растворов осуществляют через сформированные открытые дренажные выработки. По мере накопления в них продуктивных растворов их откачивают, извлекают из них золото и подают на рециркуляцию.
Пример конкретного использования способа.
Балейское осушенное хвостохранилище ЗИФ-1 отвальных продуктов обогащения руд золота одноименного месторождения представлено песчано-глинистыми фракциями с преимущественно мелкими (до 0,5 мм) и дисперсными (включенными в решетку кварца и халцедона) выделениями металла. Мощность отложений местами составляет более 12 м, коэффициент фильтрации в лежалых хвостах 1,5 м/сут.
Первоначально осуществляют бурение разведочных скважин диаметром 150 мм по сети 10×10 м, опробование бурового материала, по результатам анализа которого выделяют зоны с повышенным содержанием илисто-глинистых фракций и золота. Производят выемку драглайном продуктивной минеральной массы из выделенных зон с формированием дренажных выработок размерами порядка 20–30 м в длину и ширину глубиной 12–13 м. Дно уплотняют глинами мощностью не менее 50 см. В центральной части дренажных выработок оборудуют сборные зумпфы. Между дренажными выработками осуществляют бурение и обсадку закачных скважин и параллельно агломерацию извлеченной минеральной массы с активированным электрохимической, ультразвуковой, фотохимической или фотоэлектрохимической обработкой концентрированным выщелачивающим раствором цианида натрия 10 г/л и цементом. Оголовки скважин соединяют пластиковыми трубами, через которые впоследствии подают выщелачивающие растворы, и присыпают трубы защитным слоем минеральной массы, после чего осуществляют и ее складирование на поверхности зон с пробуренными скважинами. Далее закачивают через систему закачных скважин концентрированные выщелачивающие растворы цианида натрия в оставшуюся неизвлеченной золотосодержащую минеральную массу хвостохранилища с преимущественно песчаным классом. Осуществляют выстаивание всей (передислоцированной и оставшейся на месте хранения) обработанной растворами минеральной массы для диффузионного выщелачивания золота. После периода диффузионного выщелачивания (4 суток), производят орошение обработанного материала через поверхность и через закачные скважины накислороженной водой, чем формируют в минеральной массе низкоконцентрированные растворы цианидов до уровня 0,5 г/л, далее этот раствор рециркулирует, т.е. подается в выщелачиваемый материал до экономически оправданного уровня извлечения золота, осуществляя выщелачивание в фильтрационном режиме. Дренаж продуктивных растворов осуществляют через сформированные дренажные выработки. По мере накопления в них продуктивных растворов их откачивают из зумпфов и направляют в сорбционные колонны с ионообменной смолой, где извлекают из них золото и сопутствующее серебро. Извлечение золота составляет 75–80 %.
Способ водного выщелачивания для извлечения благородных металлов при добавлении дитиооксамидного лиганда
Патент РФ 2575278 (2016 г.)
Авторы патента:
Нокко Симон ФАЛА (ЮАР),
Марга Рета БЕРГЕР (ЮАР),
Дайандри ПАДАЯЧИ (ЮАР),
Макхосазане Чаки КУНЕНЕ (ЮАР)
Владелец патента:
Anglo Operations Limited (ЮАР)
Изобретений относится к извлечению золота в водную суспензию или раствор для выщелачивания. Способ включает стадию контактирования материала, содержащего благородный металл в суспензии или растворе для выщелачивания, содержащем лиганд, выбранный из дитиооксамида (рубеанововодородной кислоты) или замещенного дитиооксамида.
Выщелачивание золота и серебра, а также металлов платиновой группы из содержащих указанные металлы руд проводят в водных щелочных условиях. Техническим результатом является исключение коррозионных кислотных условий технологии извлечения благородных металлов и исключение применения цианида.
Предпочтительно раствор или суспензию для выщелачивания выдерживают в условиях, в которых происходит депротонирование лиганда.
Раствор или суспензия для выщелачивания должны быть щелочными (т.е. значение рН выше 7), а в случае дитиооксамида предпочтительно рН составляет выше 9, более предпочтительно 10 или выше и вплоть до 16.
Для поддержания щелочной среды в раствор или суспензию для выщелачивания можно добавлять основание, такое как гидроксид натрия (NaOH).
Способ проводят в нормальных условиях, т.е. при атмосферном давлении и при комнатной температуре, как правило, при температуре от 10 до 40 °С, предпочтительно от 20 до 40 °С.
Лиганд добавляют при концентрации, превышающей стехиометрическое количество, требующееся для экстракции благородного металла/ов, и вплоть до предела растворимости лиганда. Обычно лиганд добавляют при молярном соотношении лиганд/ благородный металл от 2:1 до 11000:1, предпочтительно от 60:1 до 800:1.
Электрохимический потенциал (ЭХП) раствора или суспензии для выщелачивания поддерживают на уровне более 40 мВ и менее 200 мВ, наиболее предпочтительно более 60 мВ и менее 150 мВ.
Значение ЭХП раствора контролируют за счет применения окислителя, которым является кислород или кислородсодержащий газ, такой как воздух или смесь диоксида серы и чистого кислорода (который пропускают через раствор для выщелачивания), или кислород в комбинации с другим окислителем, таким как перманганат или гипохлорит калия.
Лиганд добавляют в суспензию в виде водного раствора.
Дитиооксамид можно растворять в водном растворе при температуре ниже 40 °С, как правило, от 20 до 40 °С и при рН от 13 до 14, предпочтительно от 13,5 до 14. Способ можно проводить в присутствии активированного угля, при этом благородный золото адсорбируется на активированном угле.
При выщелачивании золота из руды, рудных концентратов или отходов концентрация лиганда в растворе или суспензии для выщелачивания составляет от 0,002 до 12 г/л, как правило, концентрация лиганда соответствует соотношению от 0,1 до 1 г/л лиганда/мг/г золота, например, от 0,1 до 1 г/л при концентрации золота, равной 1 мг/г руды, концентратов или отходов. Кислород пропускают при скорости потока 1–4 л/мин, предпочтительно 2–3 л/мин при концентрации твердых веществ от 100 до 300 г/л.
Во втором варианте способ осуществляют при повышенной температуре до 70 °С. Концентрация лиганда в растворе или суспензии для выщелачивания составляет от 0,001 до 36 г/л, как правило, концентрация лиганда соответствует соотношению от 0,02 до 0,4 г/л лиганда/мг/г золота, например, от 0,1 до 2 г/л при концентрации золота 5,3 мг/г руды, концентратов или отходов.
В третьем варианте осуществления настоящего изобретения предлагается извлечение золота из рециркуляционных материалов, электронного лома, ювелирного лома. В указанном способе рН суспензии или раствора для выщелачивания составляет от 10 до 15. Концентрация лиганда в растворе для выщелачивания составляет от 0,002 г/л до 12 г/л, как правило, концентрация лиганда соответствует соотношению от 0,1 до 1 г/л лиганда/ мг/г золота, например, от 0,1 г/л до 1 г/л при концентрации золота 1 мг/г.
Замещенный дитиооксамидный лиганд выбирают из следующих соединений:
Способ переработки упорных пиритарсенопирит-пирротин-антимонитовых золотосодержащих руд
Патент РФ 2592656 (2016 г.)
Авторы и правообладатели патента:
Совмен Владимир Кушукович,
Даннекер Михаил Юрьевич,
Пятков Виктор Григорьевич,
Марьясов Алексей Леонидович
Сущность изобретения состоит в том, что во всех вариантах получают пирротиновый концентрат, пиритарсенопиритовый концентрат, антимонитовый концентрат и хвосты коллективной флотации. При этом способ включает получение измельченных руды или хвостов гравитации, направляемых на коллективную флотацию. В способе применяют магнитную сепарацию. Технический результат заключается в повышении сквозного извлечения золота, обеспечении комплексности использования минерального сырья, снижении капитальных и эксплуатационных затрат путем создания технологии переработки упорных пирит-арсенопирит-пирротин-антимонитовых золотосодержащих руд.
Пример 1
В результате исследований по флотационному обогащению с магнитной сепарацией упорных пиритарсенопирит-пирротин-антимонитовых золотосодержащих руд месторождения Ведугинское, расположенного в Северо-Енисейском районе Красноярского края РФ, не содержащих в себе окисленных форм золотосодержащих минералов (так называемые первичные руды), с исходным содержанием золота на уровне 4,3 г/т, обеспечивается получение пирротинового концентрата (магнитной фракции) с выходом около 2 % от руды или около 20 % от флотационного концентрата и с содержанием золота менее 3 г/т. При этом сорбционное выщелачивание данного продукта позволяет извлечь не более 70 % содержащегося в нем золота, что при максимальной величине извлечения составит всего около 1 % золота от его исходного количества в руде. В силу этого направление данного пирротинового концентрата в переработку с извлечением золота с применением сорбционного цианирования в обособленную технологическую линию может быть экономически невыгодно и более целесообразно направить его на утилизацию без извлечения золота (рис. 1).
Способ извлечения золота из концентратов
Патент РФ 2538435 (2015 г.)
Авторы патента:
Начаров Владимир Борисович,
Шиве Андрей Рихардович,
Замотин Павел Алексеевич,
Лобанов Владимир Геннадьевич,
Филонов Николай Александрович,
Набиуллин Фарит Минниахметович,
Русских Александр Алексеевич,
Тимофеев Евгений Иванович
Владелец патента:
Федеральное государственное автономное образовательное учреждение высшего профессионального образования «Уральский федеральный университет имени первого Президента России Б.Н. Ельцина»
Способ включает стадийное цианистое выщелачивание золота, на первой из которых измельченный исходный материал при перемешивании выщелачивают оборотным цианистым раствором. Из продукта первой стадии выделяют классификацией песковую фракцию. На второй стадии песковую фракцию выщелачивают в цианистом растворе с концентрацией NaCN 0,5–2 г/л. При этом растворы, полученные на второй стадии, направляют для выщелачивания исходного материала. Золото извлекают из растворов выщелачивания первой стадии. Кеки выщелачивания первой и второй стадий смешивают со связующим и пористым наполнителем, смесь гранулируют, складируют в виде штабеля и дополнительно извлекают золото из штабеля кучным выщелачиванием. В качестве пористого наполнителя используют золу сжигания каменных углей в количестве 5–10 % от массы кеков. Кучное выщелачивание золота проводят обеззолоченным раствором с содержанием 0,1–0,5 г/л NaCN. Продуктивный раствор с кучного выщелачивания подкрепляют цианидом и направляют на стадию выщелачивания песковой фракции. Техническим результатом является повышение суммарного извлечения золота из концентратов на 4–5 %.
Принципиальными отличиями предлагаемого способа являются гранулирование хвостов стадийного цианирования, складирование их в штабель и дополнительное выщелачивание золота в режиме кучного выщелачивания. Такой режим в отличие от выщелачивания в реакторах не ограничен продолжительностью и удельным объемом выщелачивающего раствора (м3 на 1 т сырья). Именно эти особенности позволяют дополнительно перевести в раствор часть золота, недорастворенного в реакторах, и золота, сорбированного углистыми и шламистыми компонентами хвостов. Для растворения оставшегося после выщелачивания в реакторах золота нет необходимости использовать растворы с высокой концентрацией цианида. Исследованиями установлено и практикой кучного выщелачивания подтверждено, что решающим фактором в этой технологии является время контакта материала с раствором. В этой связи содержание цианида в обеззолоченном растворе, подаваемом на орошение штабеля, достаточно 0,1–0,5 г/л. Более высокие концентрации не оказывают положительного эффекта.
Содержание золота в продуктивном растворе кучного выщелачивания гранулированных хвостов по определению не может быть высоким. С этой точки зрения растворы целесообразно подкрепить по цианиду до уровня, предложенного в прототипе — 0,5–2 г/л NaCN, и направить на выщелачивание песковой фракции.
Опыты показали, что кучное выщелачивание неподготовленных хвостов шламовой и песковой фракций сульфидных концентратов, а также их смеси не представляется возможным. В массе штабеля эти материалы самопроизвольно уплотняются и теряют свойство проницаемости растворов. Попытки периодически взрыхлять слои толщиной даже 1–2 метра успеха не имели. Для обеспечения гидро- и воздухопроницаемости в таких случаях проводят грануляцию измельченного сырья с добавкой связующих, например цемента. Получение гранул нужной прочности из смеси сульфидных концентратов и цемента, как показали специальные опыты, достигается при дозировке цемента 5–10 %. Это весьма затратно и помимо прочего приводит к формированию плотных и плохопроницаемых для растворов гранул. Для сохранения требуемой гидропроницаемости в смесь перед грануляцией целесообразно добавлять пористый наполнитель. С этой целью в данном способе предложено использовать мелкодисперсную золу, образующуюся при сжигании каменных углей на ТЭЦ и ГРЭС. Требуемое качество гранул достигается при дозировке золы в количестве 5–10 % от массы кеков. Большая дозировка золы эффекта не приносит, выщелачиваемый материал разубоживается, увеличиваются затраты на грануляцию. При меньшем расходе золы проницаемость гранул и степень извлечения золота на стадии кучного выщелачивания недостаточны.
В предлагаемом способе технологической схемой предусмотрено последовательное выщелачивание золота с перемешиванием сырья в реакторах и кучное выщелачивание, при этом суммарное предельное извлечение золота неизменно. Условно, если выщелачивание в реакторах длится 10 часов, то в режиме кучного процесса на последующей стадии через 1 месяц остаточное содержание золота в хвостах снижается до 1 г/т и далее не уменьшается. Если в реакторах выщелачивание проводить 2 часа, то через 2 месяца кучного выщелачивания остаточное содержание золота также снижается до 1 г/т и далее не уменьшается. Мировая практика кучного выщелачивания свидетельствует о существенно меньших удельных затратах на единицу массы извлеченного золота в сравнении с выщелачиванием в чанах. С этой точки зрения экономически целесообразно в реакторах за сравнительно короткое время выщелачивать большую часть золота, но предельного извлечения добиваться в режиме кучного выщелачивания. В результате нагрузка на реакторы и расход энергии на перемешивание сокращаются, а производительность в целом возрастает.
Примером реализации заявляемого способа служат результаты следующих опытов.
Флотационный пиритный концентрат Березовского рудника (Урал) крупностью -0,4 мм содержал 38 г/т золота. Спектрально-фазовым анализом выявлено наличие в концентрате 0,35 % органического углерода. В лабораторных реакторах объемом 5 л с механическим перемешиванием и интенсивной аэрацией выщелачивали золото из навесок массой 1 кг при Ж:Т = 3:1.
После операции выщелачивания проводили разделение шламовой и песковой фракций на гидроциклоне. Песковую фракцию (+0,074 мм) с содержанием твердого 65 % распульповывали обеззолоченным цианистым раствором и проводили вторую стадии цианирования. После отделения от золотосодержащих растворов хвосты выщелачивания шламовой и песковой фракций смешивали с цементом и мелкодисперсной золой ГРЭС, смесь гранулировали и после формирования гранул достаточной прочности загружали в лабораторный перколятор, в котором имитировали кучное выщелачивание.
Способ извлечения золота из теллуристых руд и концентратов
Патент РФ 2541236 (2015 г.)
Авторы патента:
Начаров Владимир Борисович,
Маковская Ольга Юрьевна,
Лобанов Владимир Геннадьевич,
Филонов Николай Александрович,
Набиуллин Фарит Минниахметович,
Тимофеев Евгений Иванович
Владельцы патента:
Федеральное государственное автономное образовательное учреждение высшего профессионального образования «Уральский федеральный университет имени первого Президента России Б.Н. Ельцина» и ООО «Березовский рудник»
Задача данного изобретения заключается в повышении скорости цианистого выщелачивания золота из теллуристых руд и концентратов, сокращении затрат на реагенты, а планируемый технический результат выражается в химическом разложении теллурида золота перед цианированием.
Поставленные задачи достигаются тем, что перед цианистым выщелачиванием проводят восстановительную обработку исходного сырья раствором, содержащим сульфит натрия в качестве восстановителя, с последующим отделением раствора от кека, который подвергают цианистому выщелачиванию.
В частном случае исходную руду или концентрат перемешивают в растворе, содержащем 1–10 г/л сульфита натрия, 0,1–1 мг/л растворенного кислорода при рН = 10–11, кек отделяют и подвергают цианистому выщелачиванию, а раствор возвращают для обработки новой порции сырья.
Известные методы цианистого выщелачивания благородных металлов из руд основаны на их окислении кислородом, растворенным в цианистом растворе (5–9 мг/л при температуре 20 °C) и образовании устойчивых комплексных соединений с цианионом:
4Au + 8NaCN + O2 + 2H2O = 4Na[Au(CN)2] + 4NaOH
(1)
Константа скорости реакции равна 1,5×10-7 моль-0,5 дм1,5 см-2 c-1.
При выщелачивании природных соединений благородных металлов механизм иной. Металлы в этих соединениях уже окислены и для перевода в раствор необходимо окислить анионы. Другими словами, при выщелачивании теллурида золота анион Te2- окисляется с образованием TeO3-2-. С циан-ионом золото образует комплекс:
4AuTe2 + 8NaCN + 4,5O2 + 6NaOH = 2Na[Au(CN)2] + 4Na2TeO3 + 3H2O
(2)
Кинетика цианирования теллурида золота определяется скоростью окисления теллурид-иона. По результатам многочисленных исследований константа скорости этой реакции значительно меньше константы скорости растворения металлического золота. В частности, эта константа на два порядка меньше, чем для реакции (1). Данный фактор и объясняет сложности цианирования теллуристых руд.
Характерным свойством благородных металлов, а золота в максимальной степени, является их высокое сродство к электрону. Термодинамическими расчетами показано и практикой подтверждено, что из всех без исключения синтетических и природных труднорастворимых соединений, в которых золото находится в виде катионов Au (I) или Au (III), золото может быть восстановлено до элементного металлического состояния многими восстановителями.
Теллурид золота является типичным труднорастворимым соединением. На практике и, в частности, в способе прототипа при переработке теллуристых руд проводят окислительное выщелачивание (2). В настоящем изобретении предложено перед цианированием проводить восстановительную обработку, целью которой является разрушение прочной связи между золотом и теллуром. Из числа наиболее доступных восстановителей рекомендуется использовать сульфит натрия. В растворе Na2SO3 концентрация растворенного кислорода, обусловливающего протекание выщелачивания в окислительном режиме по (2), снижается до величины 0,1–1,0 мг/л. Другими словами, введение в раствор сульфита натрия снижает окислительный потенциал и создает условия для восстановительной обработки.
Термодинамически более благоприятные условия для перевода теллура в раствор достигаются в щелочном растворе:
AuTe2 + 2Na2SO3 + 4NaOH = Au + 2Na2SO4 + 2Na2Te + 2H2O
(3)
Исследования показали, что процесс по указанной реакции не осложняется образованием промежуточных продуктов и пленок, пассивирующих поверхность растворяемых частиц теллурида золота. Скорость восстановительного выщелачивания теллура на несколько порядков выше, чем скорость окислительного выщелачивания. В результате восстановительной обработки частицы теллурида золота превращаются в субатомные структуры металлического золота. Последующее растворение такого золота в цианистом растворе протекает чрезвычайно быстро. Суммарная требуемая продолжительность восстановительной обработки сырья и последующего цианирования с полным переводом золота в раствор резко возрастает, адекватно возрастает скорость производственного процесса.
В качестве восстанавливающего реагента помимо сульфита натрия на практике можно использовать тиосульфат натрия, гидразин и некоторые органические соединения. Выбор определяется минимизацией затрат. Режимы восстановительной обработки подчинены цели достижения максимального извлечения золота в раствор при цианировании сырья на последующей стадии. Продолжительность восстановительной обработки, обеспечивающая максимально возможное разложение теллурида золота, зависит от свойств перерабатываемого сырья и определяется экспериментально. При использовании сульфита натрия в качестве восстанавливающего реагента его концентрация по данным опытов должна быть не меньше 1 г/л. При увеличении концентрации сульфита больше 10 г/л положительного эффекта не наблюдается.
Предлагаемый способ выщелачивания включает две разнонаправленные стадии. На первой проводят восстановительную обработку, при этом минимизируют окислительный потенциал системы, в частности ограничивая поступление кислорода в пульпу и снижая его концентрацию в жидкой фазе до 1 мг/л. На последующей стадии цианирования необходимо максимально повысить окислительный потенциал системы. Поскольку восстанавливающий реагент — избыточный сульфит натрия — препятствует этому, после восстановительной обработки раствор отделяют декантацией или фильтрованием от руды (концентрата) и после подкрепления сульфитом используют повторно для новых порций сырья. Для выщелачивания золота руду (концентрат) перемешивают в отдельном цианистом растворе при интенсивной аэрации и содержании кислорода в растворе 5–9 мг/л.
Примером реализации заявляемого способа служат результаты следующих опытов.
Флотационный концентрат Березовского рудника (Урал) крупностью -0,4 мм содержал 38 г/т золота. Рентгено-фазовым анализом в концентрате индентифицировали природный теллурид золота AuTe2. Специальными исследованиями установлено, что на долю этого соединения приходится ориентировочно 5–10 г/т золота. Выщелачивание проводили в лабораторных реакторах объемом 5 л с механическим перемешиванием. Конс трукция реакторов позволяла их герметизировать и ограничивать поступление кислорода в раствор. Масса навесок в опытах составляла 1 кг. Плотность пульпы на обеих стадиях обработки составляла Ж:Т = 3:1.
На первой стадии концентрат подвергали восстановительной обработке в растворе сульфита натрия. Щелочную среду обеспечивали добавкой щелочи NaOH. Реактор герметизировали и перемешивали пульпу в течение 1 часа. С помощью специального индикаторного электрода оценивали в пульпе содержание растворенного кислорода. По истечении заданного времени пульпу фильтровали. Кек вновь загружали в реактор и выщелачивали золото цианистым раствором (2 г/л) в течение 5 часов, после чего в растворе определяли содержание золота. Фильтрат восстановительной обработки после подкрепления необходимыми реагентами до заданных значений использовали для обработки новых порций концентрата.
Для сравнения проводили цианирование концентрата по способу-прототипу в одну стадию при указанных параметрах с добавкой в пульпу бромистого натрия в количестве 5 г/л и также после анализа растворов рассчитывали скорость растворения золота.
Сопоставительный анализ известных технических решений, в том числе способа, выбранного в качестве прототипа, и предполагаемого изобретения позволяет сделать вывод, что именно совокупность заявленных признаков обеспечивает достижение усматриваемого технического результата. Реализация предложенного технического решения за счет восстановительной обработки концентрата, содержащего теллурид золота, в рекомендованных режимах дает возможность повысить скорость растворения золота при цианировании на 20–30 % по сравнению со способом-прототипом.
Способ кучного выщелачивания золота из руд
Патент РФ 2557024 (2015 г.)
Авторы патента:
Шевченко Юрий Степанович,
Емельянов Сергей Степанович,
Зыков Николай Васильевич,
Лавров Александр Юрьевич,
Секисов Артур Геннадиеви
Владелец патента:
Федеральное государственное бюджетное образовательное учреждение высшего профессионального образования «Забайкальский государственный университет» (ФГБОУ ВПО «ЗабГУ»)
Изобретение относится к технологии кучного выщелачивания золота и может быть использовано при освоении месторождений упорных руд.
Способ включает дробление руды, формирование из дробленой руды штабелей, выщелачивание золота путем подачи раствора реагента в штабель до падения содержания золота в продуктивных растворах ниже технологического предела, бурение скважин, размещение в них взрывчатых веществ, взрывание зарядов, довыщелачивание минеральной массы, сбор продуктивных растворов с последующим извлечением из продуктивных растворов золота.
При бурении скважин осуществляют опробование минеральной массы, по результатам которого устанавливают контуры зон кольматации с повышенным содержанием шламовоглинистых фракций, закачивают под давлением в эти зоны через скважины концентрированные щелочно-цианидные выщелачивающие растворы, осуществляя с их помощью диффузионное выщелачивание золота. После выдерживания паузы размещают заряды взрывчатых веществ, помещенные в ампулы с водой, в частях скважин, расположенных в пределах зон кольматации. Производят взрывание зарядов, осуществляя рыхление материала с одновременной взрывоинъекционной обработкой образующейся при взрыве зарядов водно-газовой смесью, после чего производят довыщелачивание минеральной массы путем орошения всего штабеля слабым щелочно-цианидным раствором. Технический результат — повышение эффективности выщелачивания.
Способ осуществляется следующим образом. Производят отсыпку дробленой руды или полученной на ее основе агломерированной минеральной массы в штабели, монтируют на их поверхности оросительную систему и осуществляют подачу через нее выщелачивающих щелочно-цианидных растворов в минеральную массу в циркуляционном режиме. При падении в формируемых продуктивных растворах содержания золота на втором этапе временно демонтируют оросительную систему, в штабеле бурят и оборудуют скважины, с помощью которых производят опробование минеральной массы, по результатам которого устанавливают контуры зон с повышенным (от 20 % по занимаемого объема) содержанием шламово-глинистых фракций, закачивают под давлением в эти зоны через скважины концентрированные щелочно-цианидные растворы, с концентрацией цианида натрия от 0,5 % (массовой) осуществляют с их помощью диффузионное выщелачивание, а после выдерживания паузы продолжительностью 2–5 суток, размещают в соответствующих участках скважин ампулы с водой, внутри которых помещают заряды ВВ, а верхнюю часть скважины заполняют забойкой — мелкой фракцией руды и осуществляют взрывное рыхление материала в этих зонах с одновременной взрывоинъекционной обработкой материала водно-газовой смесью, образующейся при взрыве зарядов ВВ. При взрыве зарядов такой конструкции вода под давлением образующихся взрывных газов проникает в пространство между относительно крупными отдельностями руды, увеличивая расстояние между ними и соответственно ослабляя связи их с шламово-глинистыми частицами, что позволяет формируемому при смешении воды и концентрированного раствора рабочему раствору осуществлять выщелачивание золота. Кроме того, существенно возрастает и температура образуемого рабочего раствора, что особенно важно при ведении процесса в осенне-зимний и весенний периоды. После взрывной активации минерально-реагентной смеси в зонах кольматации вторично монтируют оросительную систему и производят орошение всего штабеля низкоконцентрированными (0,02–0,2 % NaCN) щелочно-цианидными растворами, при этом при их подаче в выщелачиваемый материал получают низкоконцентрированный (0,03– 0,3 %) рабочий раствор выщелачивающих реагентов, который при взаимодействии с минеральной массой штабеля обеспечивает довыщелачивание из него золота с извлечением его из продуктивных растворов на сорбент до экономически оправданного уровня.
Пример конкретного использования способа.
Руды Савкинского золоторудного месторождения представлены преимущественно минерализованными метасоматитами 2 основных генетических типов (аргеллизированными метаморфическими породами и гидротермально измененными интрузивными породами диоритового ряда с высоким (до 20 %) содержанием кварца-тоналита. Основу продуктивного минерального парагенезиса, ассоциированного с золотом, составляют оксидно-гидроксидные минералы железа и марганца. Золото преимущественно тонкое и мелкое (от 1 до 60 мкм), при этом высока вероятность его нахождения в дисперсной форме с кластерным и атомарным уровнем рассеяния в кристаллических решетках оксидно-гидроксидных и сульфидных минералов-носителей, в минералах глин (в последних также возможно его нахождение в форме сорбированных ионов). С позиций применимости технологии кучного выщелачивания при переработке Савкинских руд существует следующий комплекс проблем, обусловливающих низкий уровень извлечения золота:
- сложность обеспечения полноценного контакта рабочих растворов с тонкими частицами и дисперсными включениями золота, диффузии цианидов и кислорода к поверхности его относительно крупных частиц, часто покрытой «рубашками» из оксидов и гидроксидов железа и марганца, углистого вещества;
- высокая шламируемость руд, вызывающих кольматацию в определенных зонах штабелей даже при использовании их предварительной агломерации;
- в силу наличия в составе руд значительного количества диоксида марганца-пиролюзита, минералов глин и слюд проявляется паразитарная сорбция растворенного золота;
- оксиды и гидроксиды марганца обусловливают окисление цианидов с переводом их в цианаты.
Руда после дробления подвергается грохочению, причем мелкий класс (-5 мм) агломерируется с цементом и известью. Крупный класс укладывается в основание штабеля на гидроизолирующее покрытие (глина-песок-глина-полимерная пленка) и в его нижнем слое монтируется система дренажных труб. На поверхности штабеля монтируют оросительную систему, включающую шланги, распределительные патрубки и эммитеры, и осуществляют подачу через них активных щелочно-цианидных выщелачивающих растворов (концентрация цианидов 0,05 %) в агломерированную минеральную массу в циркуляционном режиме. При этом растворы из накопительного зумпфа анализируются на содержание золота и остаточных цианидов и при достижении концентрации более 1 мг/л подаются в сорбционные колонны, после которых доукрепляются реагентами и вновь подаются на орошение. При падении содержания золота в продуктивных растворах до уровня менее 1 мг/л временно демонтируют оросительную систему, в штабеле бурят и оборудуют скважины, при этом производят опробование минеральной массы, по результатам которого устанавливают положение верхней и нижней границ зоны с повышенным (от 20 % объема) содержанием шламово-глинистых фракций, образовавшейся при заполнении свободного пространства кусковой фракции переместившимися с выщелачивающими растворами мелкими частицами разрушаемых окатышей из верхней части штабеля. Скважины оборудуют локально перфорированными пластиковыми трубами и подают через них насосом под давлением в сформированные зоны кольматации концентрированные (с содержанием цианида натрия 1 %) активные щелочно-цианидные выщелачивающие растворы из расчета 30 л раствора на 1 т руды, осуществляют с их помощью диффузионное выщелачивание золота, а после выдерживания паузы продолжительностью 3 суток размещают в скважинах (в участках кольматации) тонкостенные (толщиной 1,5 мм) ампулы с водой (представляющие собой запаянные с торцов пластиковые трубки с водой) диаметром 100 мм, внутри которых помещают заряды эмульсионного ВВ в пластиковых трубках диаметром 50 мм, и осуществляют взрывное рыхление материала в этих зонах с одновременной взрывоинъекционной обработкой материала водно-газовой смесью. В завершение вторично монтируют оросительную систему и производят орошение всего штабеля низкоконцентрированными (0,02 % по NaCN) щелочно-цианидными растворами для формирования в штабеле рабочего раствора с концентрацией 0,05 % и довыщелачивания им золота, полученные продуктивные растворы собирают в дренажно-коллекторных выработках (канавках и зумпфах) в основании штабеля и перекачивают насосом в сорбционные колонны, заполненные активированным углем, который по мере насыщения выгружается и направляется на десорбцию с него золота. Обеззолоченные растворы доукрепляют при необходимости цианидом и подают на следующий цикл орошения.
Конечное извлечение золота на уголь из руд Савкинского месторождения по результатам моделирования во взрывных камерах этой схемы составляет 80 %.
Способ кучно-скважинного выщелачивания золота из техногенных минеральных образований или песков неглубокозалегающих россыпей
Патент РФ 2553811 (2015 г.)
Авторы патента:
Шевченко Юрий Степанович,
Попова Галина Юрьевна,
Лавров Александр Юрьевич,
Секисов Артур Геннадиевич
Владелец патента:
Федеральное государственное бюджетное образовательное учреждение высшего профессионального образования «Забайкальский государственный университет» (ФГБОУ ВПО «ЗабГУ»)
Изобретение относится к технологии выщелачивания золота из техногенных минеральных образований (хвостов обогащения руд и галеэфельных отвалов) или песков неглубокозалегающих россыпей с тонким золотом и может быть использовано при освоении техногенных минеральных образований и отработке россыпных месторождений, преимущественно неглубокозалегающих.
Техническим результатом предлагаемого способа является повышение эффективности выщелачивания за счет снижения потерь золота с рабочими растворами и его переосаждения на минералы глин.
Результат достигается тем, что способ кучно-скважинного выщелачивания золота из техногенных минеральных образований или песков неглубокозалегающих россыпей, включающий бурение закачных скважин, подачу через них в продуктивный пласт активированных выщелачивающих растворов, сбор продуктивных растворов, последующее сорбционное извлечение золота из продуктивных растворов, отличается тем, что предварительно в выщелачиваемом материале формируют дренажные выработки путем локального извлечения золотосодержащей минеральной массы из зон с повышенным содержанием илисто-глинистых фракций и/или промышленно ценных компонентов, бурение закачных скважин осуществляют между дренажными выработками, а извлеченную при формировании дренажных выработок минеральную массу подвергают агломерации с выщелачивающим раствором и цементом и складируют ее на поверхности зон с пробуренными скважинами, после чего осуществляют закачку концентрированных растворов выщелачивающих реагентов в оставшуюся неизвлеченной золотосодержащую минеральную массу и техногенное образование или пески россыпи через систему закачных скважин, производят этими растворами диффузионное выщелачивание золота, после чего орошают минеральную массу через поверхность и через закачные скважины водой или низкоконцентрированными растворами, производят дренаж продуктивных растворов через сформированные дренажные выработки и сорбционное извлечение золота из продуктивных растворов.
Способ отличается также тем, что при наличии в извлекаемой при формировании дренажных выработок минеральной массе гравиобогатимого золота с крупностью частиц более 0,5 мм перед агломерацией минеральную массу подвергают предварительному обогащению.
Способ осуществляется следующим образом. Производят бурение разведочных скважин и опробование бурового материала, по результатам анализа которого выделяют зоны с повышенным содержанием илисто-глинистых фракций и/или промышленно ценных компонентов. Производят выемку продуктивной минеральной массы из этих зон с формированием дренажных выработок. При наличии в извлеченной минеральной массе гравиобогатимого золота с крупностью частиц более 0,5 мм ее направляют на предварительное обогащение на соответствующем оборудовании (шлюзах, отсадочных машинах, сепараторах и т.д.). Между дренажными выработками, сформированными при извлечении продуктивной минеральной массы, осуществляют бурение и обсадку закачных скважин (оголовки скважин соединяют пластиковыми трубами, через которые впоследствии подают выщелачивающие растворы, и присыпают трубы защитным слоем минеральной массы). Параллельно производят агломерацию извлеченной минеральной массы с активированным электрохимической, ультразвуковой, фотохимической или фотоэлектрохимической обработкой концентрированным выщелачивающим раствором, например цианида натрия концентрацией 10 г/л, и цементом, после чего ее складируют на поверхности зон с пробуренными и обустроенными скважинами. Далее закачивают через систему закачных скважин концентрированные выщелачивающие растворы реагентов, например цианида натрия концентрацией 10 г/л, в оставшуюся неизвлеченной золотосодержащую минеральную массу (или продуктивный пласт песков) и таким образом осуществляют выщелачивание в диффузионном режиме золота из всей (передислоцированной и оставшейся на месте хранения или залегания) обработанной растворами минеральной массы. После периода диффузионного выщелачивания (2–4 суток) производят орошение обработанного материала через поверхность и через закачные скважины накислороженной водой, при этом получают при подаче накислороженной воды в выщелачиваемый материал низконцентрированный раствор выщелачивающих реагентов за счет смешивания воды с концентрированным раствором, например цианида натрия до уровня 0,5 г/л. Далее этот раствор рециркулирует, т. е. осуществляют подачу раствора в выщелачиваемый материал до экономически оправданного уровня извлечения золота.
Дренаж продуктивных растворов осуществляют через сформированные открытые дренажные выработки. По мере накопления в них продуктивных растворов их откачивают, извлекают из них золото и подают на рециркуляцию.
Пример конкретного использования способа.
Балейское осушенное хвостохранилище ЗИФ-1 отвальных продуктов обогащения руд золота одноименного месторождения представлено песчано-глинистыми фракциями с преимущественно мелкими (до 0,5 мм) и дисперсными (включенными в решетку кварца и халцедона) выделениями металла. Мощность отложений местами составляет более 12 м, коэффициент фильтрации в лежалых хвостах 1,5 м/сут.
Первоначально осуществляют бурение разведочных скважин диаметром 150 мм по сети 10×10 м, опробование бурового материала, по результатам анализа которого выделяют зоны с повышенным содержанием илисто-глинистых фракций и золота. Производят выемку драглайном продуктивной минеральной массы из выделенных зон с формированием дренажных выработок размерами порядка 20–30 м в длину и ширину глубиной 12–13 м. Дно уплотняют глинами мощностью не менее 50 см. В центральной части дренажных выработок оборудуют сборные зумпфы. Между дренажными выработками осуществляют бурение и обсадку закачных скважин и параллельно агломерацию извлеченной минеральной массы с активированным электрохимической, ультразвуковой, фотохимической или фотоэлектрохимической обработкой концентрированным выщелачивающим раствором цианида натрия 10 г/л и цементом. Оголовки скважин соединяют пластиковыми трубами, через которые впоследствии подают выщелачивающие растворы, и присыпают трубы защитным слоем минеральной массы, после чего осуществляют и ее складирование на поверхности зон с пробуренными скважинами. Далее закачивают через систему закачных скважин концентрированные выщелачивающие растворы цианида натрия в оставшуюся неизвлеченной золотосодержащую минеральную массу хвостохранилища с преимущественно песчаным классом. Осуществляют выстаивание всей (передислоцированной и оставшейся на месте хранения) обработанной растворами минеральной массы для диффузионного выщелачивания золота. После периода диффузионного выщелачивания (4 суток), производят орошение обработанного материала через поверхность и через закачные скважины накислороженной водой, чем формируют в минеральной массе низкоконцентрированные растворы цианидов до уровня 0,5 г/л, далее этот раствор рециркулирует, т.е. подается в выщелачиваемый материал до экономически оправданного уровня извлечения золота, осуществляя выщелачивание в фильтрационном режиме. Дренаж продуктивных растворов осуществляют через сформированные дренажные выработки. По мере накопления в них продуктивных растворов их откачивают из зумпфов и направляют в сорбционные колонны с ионообменной смолой, где извлекают из них золото и сопутствующее серебро. Извлечение золота составляет 75–80 %.
Способ водного выщелачивания для извлечения благородных металлов при добавлении дитиооксамидного лиганда
Патент РФ 2575278 (2016 г.)
Авторы патента:
Нокко Симон ФАЛА (ЮАР),
Марга Рета БЕРГЕР (ЮАР),
Дайандри ПАДАЯЧИ (ЮАР),
Макхосазане Чаки КУНЕНЕ (ЮАР)
Владелец патента:
Anglo Operations Limited (ЮАР)
Изобретений относится к извлечению золота в водную суспензию или раствор для выщелачивания. Способ включает стадию контактирования материала, содержащего благородный металл в суспензии или растворе для выщелачивания, содержащем лиганд, выбранный из дитиооксамида (рубеанововодородной кислоты) или замещенного дитиооксамида.
Выщелачивание золота и серебра, а также металлов платиновой группы из содержащих указанные металлы руд проводят в водных щелочных условиях. Техническим результатом является исключение коррозионных кислотных условий технологии извлечения благородных металлов и исключение применения цианида.
Предпочтительно раствор или суспензию для выщелачивания выдерживают в условиях, в которых происходит депротонирование лиганда.
Раствор или суспензия для выщелачивания должны быть щелочными (т.е. значение рН выше 7), а в случае дитиооксамида предпочтительно рН составляет выше 9, более предпочтительно 10 или выше и вплоть до 16.
Для поддержания щелочной среды в раствор или суспензию для выщелачивания можно добавлять основание, такое как гидроксид натрия (NaOH).
Способ проводят в нормальных условиях, т.е. при атмосферном давлении и при комнатной температуре, как правило, при температуре от 10 до 40 °С, предпочтительно от 20 до 40 °С.
Лиганд добавляют при концентрации, превышающей стехиометрическое количество, требующееся для экстракции благородного металла/ов, и вплоть до предела растворимости лиганда. Обычно лиганд добавляют при молярном соотношении лиганд/ благородный металл от 2:1 до 11000:1, предпочтительно от 60:1 до 800:1.
Электрохимический потенциал (ЭХП) раствора или суспензии для выщелачивания поддерживают на уровне более 40 мВ и менее 200 мВ, наиболее предпочтительно более 60 мВ и менее 150 мВ.
Значение ЭХП раствора контролируют за счет применения окислителя, которым является кислород или кислородсодержащий газ, такой как воздух или смесь диоксида серы и чистого кислорода (который пропускают через раствор для выщелачивания), или кислород в комбинации с другим окислителем, таким как перманганат или гипохлорит калия.
Лиганд добавляют в суспензию в виде водного раствора.
Дитиооксамид можно растворять в водном растворе при температуре ниже 40 °С, как правило, от 20 до 40 °С и при рН от 13 до 14, предпочтительно от 13,5 до 14. Способ можно проводить в присутствии активированного угля, при этом благородный золото адсорбируется на активированном угле.
При выщелачивании золота из руды, рудных концентратов или отходов концентрация лиганда в растворе или суспензии для выщелачивания составляет от 0,002 до 12 г/л, как правило, концентрация лиганда соответствует соотношению от 0,1 до 1 г/л лиганда/мг/г золота, например, от 0,1 до 1 г/л при концентрации золота, равной 1 мг/г руды, концентратов или отходов. Кислород пропускают при скорости потока 1–4 л/мин, предпочтительно 2–3 л/мин при концентрации твердых веществ от 100 до 300 г/л.
Во втором варианте способ осуществляют при повышенной температуре до 70 °С. Концентрация лиганда в растворе или суспензии для выщелачивания составляет от 0,001 до 36 г/л, как правило, концентрация лиганда соответствует соотношению от 0,02 до 0,4 г/л лиганда/мг/г золота, например, от 0,1 до 2 г/л при концентрации золота 5,3 мг/г руды, концентратов или отходов.
В третьем варианте осуществления настоящего изобретения предлагается извлечение золота из рециркуляционных материалов, электронного лома, ювелирного лома. В указанном способе рН суспензии или раствора для выщелачивания составляет от 10 до 15. Концентрация лиганда в растворе для выщелачивания составляет от 0,002 г/л до 12 г/л, как правило, концентрация лиганда соответствует соотношению от 0,1 до 1 г/л лиганда/ мг/г золота, например, от 0,1 г/л до 1 г/л при концентрации золота 1 мг/г.
Замещенный дитиооксамидный лиганд выбирают из следующих соединений:
где R1,2,3,4 независимо выбирают из -Н, алкила, замещенного алкила, арила или замещенного арила, предпочтительно -Н, -СООН, -СН2СООН или -(CН2)2SO3H, или
где X выбирают из -СО-, -CS-, -СН2-, -О-, -S-, -СН=СН- или -NH-, или
где X выбирают из -СО-, -CS-, -СН2-, -О-, -S- или -NH-. Термин «независимо» обозначает, что, хотя одна или более групп R могут являться одинаковыми, все указанные группы необязательно являются одинаковыми.
Способ переработки упорных пиритарсенопирит-пирротин-антимонитовых золотосодержащих руд
Патент РФ 2592656 (2016 г.)
Авторы и правообладатели патента:
Совмен Владимир Кушукович,
Даннекер Михаил Юрьевич,
Пятков Виктор Григорьевич,
Марьясов Алексей Леонидович
Сущность изобретения состоит в том, что во всех вариантах получают пирротиновый концентрат, пиритарсенопиритовый концентрат, антимонитовый концентрат и хвосты коллективной флотации. При этом способ включает получение измельченных руды или хвостов гравитации, направляемых на коллективную флотацию. В способе применяют магнитную сепарацию. Технический результат заключается в повышении сквозного извлечения золота, обеспечении комплексности использования минерального сырья, снижении капитальных и эксплуатационных затрат путем создания технологии переработки упорных пирит-арсенопирит-пирротин-антимонитовых золотосодержащих руд.
Пример 1
В результате исследований по флотационному обогащению с магнитной сепарацией упорных пиритарсенопирит-пирротин-антимонитовых золотосодержащих руд месторождения Ведугинское, расположенного в Северо-Енисейском районе Красноярского края РФ, не содержащих в себе окисленных форм золотосодержащих минералов (так называемые первичные руды), с исходным содержанием золота на уровне 4,3 г/т, обеспечивается получение пирротинового концентрата (магнитной фракции) с выходом около 2 % от руды или около 20 % от флотационного концентрата и с содержанием золота менее 3 г/т. При этом сорбционное выщелачивание данного продукта позволяет извлечь не более 70 % содержащегося в нем золота, что при максимальной величине извлечения составит всего около 1 % золота от его исходного количества в руде. В силу этого направление данного пирротинового концентрата в переработку с извлечением золота с применением сорбционного цианирования в обособленную технологическую линию может быть экономически невыгодно и более целесообразно направить его на утилизацию без извлечения золота (рис. 1).
Рис. 1. Технологическая схема способа переработки упорных пирит-арсенопиритпирротин-антимонитовых золотосодержащих руд по первому варианту
Пример 2
В результате исследований по флотационному обогащению с магнитной сепарацией различных сортов упорных пирит-арсенопирит-пирротин-антимонитовых золотосодержащих руд месторождения Олимпиадинское, расположенного в Северо-Енисейском районе Красноярского края РФ, не содержащих в себе окисленных форм золотосодержащих минералов (так называемые первичные руды), обеспечивается получение пирротиновых концентратов (магнитной фракции) с выходом от руды в интервале от 0,1 до 4,0 % с содержанием золота в интервале от 18,0 до 105,0 г/т и извлечением золота от руды в интервале от 1,4 до 22,0 %. При этом, например, из магнитной фракции, полученной из наиболее пирротин-содержащего сорта руды, с содержанием золота в магнитной фракции около 30,0 г/т, с выходом ее от руды на уровне 4,0 % и извлечением в нее золота от руды на уровне 22,0 %, сорбционным цианированием магнитной фракции исходной крупности можно извлечь золота на уровне 10 % от руды. А сорбционным цианированием доизмельченной магнитной фракции до крупности частиц 100 % минус 0,074 мм можно извлечь золота на уровне 15,0 % от руды при потере золота с хвостами сорбционного цианирования, равной 6,5–7,0 % от руды. В силу этого направление данного пирротинового концентрата в переработку с извлечением золота с применением сорбционного цианирования в обособленную технологическую линию экономически выгодно и более целесообразно направить его в переработку сорбционным цианированием.
Потери золота с магнитной фракцией, направляемой на утилизацию без извлечения золота, в количестве 1 % от руды, как в примере 1 с рудой месторождения Ведугинское, и потери золота в количестве 6,5–7,0 % от руды с хвостами сорбционного цианирования магнитной фракции, как в примере 2 с наиболее пирротинсодержащим сортом руды месторождения Олимпиадинское, можно признать значительными. Однако невовлечение и в том, и в другом случае пирротинового концентрата (магнитной фракции) в процесс бактериального окисления существенно снизит потребность в баковом оборудовании передела бактериального окисления, может существенно снизить расход серной кислоты на переделе бактериального окисления, многократно снизит расход цианида на переделе сорбционного цианирования продукта бактериального окисления, многократно снизит расход реагентов для обезвреживания хвостов сорбционного цианирования продукта бактериального окисления, что в совокупности за счет снижения капитальных и эксплуатационных затрат приведет к формированию экономического и экологического эффекта много большего, чем приведенные выше потери золота в денежном выражении.
Кроме того, выделение пирротина в отдельный пирротиновый концентрат без вовлечения его в процесс бактериального окисления золотосодержащих сульфидов при переработке упорных пирит-арсенопирит-пирротин-антимонитовых золотосодержащих руд с высоким содержанием карбонатсодержащих минералов, типичным представителем которых являются руды месторождения Олимпиадинское, позволит повысить извлечение золота на переделе обогащения руд за счет появления возможности увеличения выхода флотоконцентрата при обеспечении его кондиционности для процесса бактериального окисления по кислотному балансу. То есть, другими словами, отсутствие или уменьшение в составе флотоконцентрата, поступающего в процесс бактериального окисления, пирротина, бактериальное окисление которого происходит с затратами серной кислоты, позволит увеличить выход флотоконцентрата с неизбежно сопутствующим этому увеличением содержания в составе флотоконцентрата потребляющих кислоту карбонатсодержащих минералов, обеспечивая при этом поддержание требуемого рН среды процесса бактериального окисления. Соответственно увеличение извлечения золота во флотоконцентрат за счет увеличения его выхода на флотации без привнесения дополнительных капитальных и эксплуатационных затрат и негативных последствий для последующего процесса бактериального окисления обусловливает рост экономических показателей предприятия.
Рис. 2. Технологическая схема способа переработки упорных пирит-арсенопиритпирротин-антимонитовых золотосодержащих руд по второму варианту
Антимонитовый концентрат во всех вариантах реализации способа переработки упорных пирит-арсенопиритпирротин-антимонитовых золотосодержащих руд направляют на переработку либо на собственной обособленной технологической линии золотоизвлекательного предприятия, ведущего переработку упорных пирит-арсенопирит-пирротин-антимонитовых золотосодержащих руд, с извлечением известными пиро- или гидрометаллургическими технологическими приемами как сурьмы, так и золота, либо концентрат реализуют на действующее профильное стороннее металлургическое предприятие по переработке сурьмяных золотосодержащих концентратов, владеющее наиболее рациональной технологией для достижения максимально возможного извлечения как сурьмы, так и золота. При этом, значительный экономический эффект складывается из дополнительных доходов от реализации сурьмы, которые равны нулю в действующих технологических схемах без выделения антимонита в отдельный товарный продукт, как, например, это имеет место быть на Олимпиадинском ГОКе ведущем переработку руд месторождения Олимпиадинское, из дополнительных доходов от реализации дополнительно извлеченного золота за счет того, что извлечение золота на профильных металлургических заводах по переработке золотосодержащих сурьмяных концентратов значительно выше, чем извлечение золота из антимонита в действующих технологических схемах переработки упорных пирит-арсенопирит-пирротин-антимонитовых золотосодержащих руд с применением бактериального окисления сульфидных минералов, а также из многократного снижения расхода цианида на переделе сорбционного цианирования продукта бактериального окисления в силу обнуления расхода цианида на реакции с не полностью окисленным в биопроцессе антимонитом и сопутствующего этому многократному снижению расхода реагентов для обезвреживания хвостов сорбционного цианирования продукта бактериального окисления, и из существенного снижения капитальных затрат.
Кроме того, отсутствие антимонита в составе концентрата, поступающего на бактериальное окисление сульфидных золотосодержащих минералов, существенно благоприятствует процессу бактериального
окисления за счет снятия токсического воздействия водорастворимых
соединений сурьмы, получаемых в
процессе биоокисления антимонита,
на сообщество микроорганизмов,
осуществляющих биопроцесс, что
способствует стабилизации работы
передела бактериального окисления
и повышению его удельной производительности.
Пирит-арсенопиритовый концентрат во всех вариантах реализации
способа переработки упорных пиритарсенопирит-пирротин-антимонитовых золотосодержащих руд направляют в переработку бактериальным
окислением сульфидов и дальнейшим сорбционным цианированием
золота.
Бактериальное окисление концентрата, содержащего в своем составе в
качестве основных сульфидных минералов арсенопирит и пирит и не
содержащего или мало содержащего
в своем составе антимонит и пирротин, протекает стабильно, с высокой
удельной производительностью и
высокими технологическими показателями по степени окисления золотосодержащих минералов, что соответственно обеспечивает высокое
извлечение золота на переделе сорбционного цианирования продукта
бактериального окисления с соответствующим положительным влиянием на экономику предприятия.
Хвосты коллективной флотации по
разным вариантам реализации способа переработки упорных пиритарсенопирит-пирротин-антимонитовых золотосодержащих руд направляют либо на утилизацию без извлечения золота, либо в переработку
сорбционным цианированием золота
(рис. 2).
Пример 3
В результате гравитационно-флотационного обогащения упорных
пирит-арсенопирит-пирротин-антимонитовых золотосодержащих руд
месторождения Олимпиадинское и
месторождения Ведугинское, расположенных в Северо-Енисейском районе Красноярского края РФ, содержащих в себе преимущественно только
сульфидные хорошо флотируемые
формы золотосодержащих минералов
(так называемые первичные руды),
обеспечивается высокое сквозное
извлечение золота в гравитационный
и флотационный концентраты, при
котором золото, содержащееся в
хвостах флотации, практически не
извлекается цианированием в случае
направления данного продукта на
сорбционное выщелачивание, так как
золото в хвостах флотации, по большей части, находится в виде тончайших частиц в зернах нефлотируемых
породообразующих минералов и
соответственно практически полностью закрыто для доступа цианистых
растворов. В силу этого направление
данных хвостов в переработку с
извлечением золота с применением
сорбционного цианирования в обособленную технологическую линию
может быть экономически невыгодно
и более целесообразно направить их
на утилизацию без извлечения золота
(рис. 3).
Рис. 3. Технологическая схема способа переработки упорных пирит-арсенопиритпирротин-антимонитовых золотосодержащих руд по третьему варианту
Пример 4
В результате обогащения упорных
пирит-арсенопирит-пирротин-антимонитовых золотосодержащих сортов руд месторождения
Олимпиадинское и месторождения
Ведугинское, расположенных в
Северо-Енисейском районе
Красноярского края РФ, содержащих
в себе наряду с сульфидными хорошо
флотируемыми формами золотосодержащих минералов также и окисленные плохо флотируемые формы
золотосодержащих минералов (так
называемые полуокисленные руды),
обеспечивается относительно низкое
сквозное извлечение золота в гравитационный и флотационный концентраты, при котором золото, содержащееся в хвостах флотации, извлекается цианированием на 30÷50 % в
случае направления данного продукта на сорбционное выщелачивание,
так как часть золота в хвостах флотации данных сортов руд находится в
оксидной «рубашке» природно окисленных минералов и доступно для
цианистых растворов. В силу этого
направление данных хвостов в переработку с извлечением золота с применением сорбционного цианирования в обособленную технологическую
линию экономически выгодно и целесообразно (рис. 4).
Рис. 4. Технологическая схема способа переработки упорных пирит-арсенопиритпирротин-антимонитовых золотосодержащих руд по четвертому варианту
Способ переработки упорных
пирит-арсенопирит-пирротин-антимонитовых золотосодержащих руд
заявляется к патентованию в вариантах, в технологических схемах которых применяется различная локализация операции магнитной сепарации
с различной комбинацией путей
направления пирротинового концентрата и хвостов коллективной флотации либо на утилизацию без извлечения золота, либо в переработку сорбционным цианированием золота в
соответствии с приведенными выше
примерами 1–4.
Опубликовано в журнале «Золото и технологии», № 4 (34)/декабрь 2016 г.
ЕЩЁ ИЗ ЭТОГО РАЗДЕЛА
