Спосіб купного вилуговування золота. Хабаровські вчені придумали новий спосіб отримання золота Ран вилуговування золота
07.08.2016
Історія видобутку корисних інгредієнтів способом розчинення та осадження відома з найдавніших часів. Промислове вилучення міді з кислих рудничних вод почалося XVI в, У XX в. метали вилуговували в СРСР, США, Канаді, Франції, Австралії, Бразилії і т.д.
Залежно від того як корисні компонентивилучають із руд, фізико-хімічні технології поділяють на види: виплавка, вимивання, розчинення, газифікація, сублімація і вилуговування.
При виплавці корисні копалини переводять у рухомий стан і подають на переробку гарячим розчином. Продукційний розчин у цьому випадку є механічною сумішшю мобільних речовин. Метод знайшов застосування у видобутку сірки, парафіну, нафти тощо.
При вимиванні струмінь робочого розчину руйнує корисні копалини на дрібні частинки, які у зваженому стані видаються на поверхню, де відстоєм або фільтруванням виділяються з розчину.
При розчиненні молекули речовини, що розчиняється, переходять у розчини, які переробляють на заводах. Так видобувають сіль.
При газифікації шляхом нагрівання при обмеженій кількості повітря горюча корисна копалина переводиться в газоподібний стан і витягується на поверхню. Різновидом газифікації є сублімація. Цим способом розробляються мінерали, здатні переходити в газоподібний стан (реальгар, кіновар).
Вилуговування металів у промислових масштабах застосували в період першої світової війни (1915-1918 рр.) для видобутку міді у США, Південній Америці, Японії та інших країнах.
Сутність вилуговування полягає у перекладі металів з мінералів у розчини, та якщо з них - у товарні опади у вигляді фізико-хімічних реакцій.
Переваги технологій вилуговування металів у порівнянні з традиційними технологіями видно зі зіставлення їх технологічних схем. Вилужування виключає такі традиційні процеси, як випуск, доставку та відкатку гірської маси в гірському циклі, дроблення, подрібнення та флотацію її в збагаченні, випалення та інші операції при металургійному переділі. Тому воно вимагає менших витрат, праці, технічних матеріалівта енергоресурсів.
У світовій практиці здебільшого вилуговування застосовується для вилучення металів з окислених мінералів лежить на поверхні. Досліджуються можливості вилуговування і підземної видобутку металів, наприклад, з використанням для дроблення руд масових вибухів BB і ядерних зарядів. Це тим, що з глибиною вміст металів у рудах знижується, кількість окислених руд зменшується, а вартість виробництва металів зростає.
У перспективі виникає необхідність вилуговування з бідних сульфідних руд. Сульфідні мінерали більш завзяті при переробці. Їх необхідні складніші реагенти і режими. Це зумовило розвиток цих досліджень у цьому напрямі.
Вважається загальновизнаним, що метали з бідної мінеральної сировини з прийнятними економічними показниками можуть бути отримані методами фізико-хімічної геотехнології (К.Н. Трубецької), кучним, шахтним або підземним вилуговуванням свердловин. Так, навіть такий пасивний метал, як золото з бідних і позабалансових руд (із вмістом 1,2-0,6 г/т) або відходів гірничого та збагачувального виробництв (із вмістом 0,6-0,3 г/т), світової практиці вилуговується з високою ефективністю.
При поясненні феномену перекладу металів із сульфідних мінералів у розчини одні дослідники відводять провідну роль хімічним процесам, інші – електромеханічним та бактеріальним процесам.
Практика купного вилуговуванняпоки що не численна. Важливим фактором, що перешкоджає широкому застосуванню купного вилуговування поліметалів, міді, вольфраму та молібдену, є убогість мінеральної сировини в більшості відвалів та хвостосховищ. В цьому випадку необхідна більша кількість циклів вилуговують розчинів, що пропускаються через гірську масу, до отримання в них промислових концентрацій металу.
Купкове вилуговування золота використовується в широких масштабах у практиці гірничодобувних підприємств США, Канади, ПАР, Австралії, КНР, Мексики та ін. Тільки в США діє понад 110 промислових та дослідно-промислових установок KB з продуктивністю від 0,1 до 3-5 млн т гірничої маси на рік.
Основним реагентом купного вилуговування золота є ціаніди, але в даний час проходять експериментальну перевірку менш токсичні розчинники.
Технологія купного вилуговування золота в дослідно-промисловому порядку застосовується на гірських об'єктах Росії, Казахстану та Узбекистану.
Купкове вилуговування металів застосовують найчастіше в комбінації з підземним вилуговуванням на золотодобувних, мідних і уранових копальнях як можливість утилізації попутних порід та хвостів сортування.
На урановому родовищі Манибай вже понад 20 років кислими розчинами переробляється відвал бідно-товарних руд обсягом 1,5 млн. т.
Технологія купного вилуговування розроблена в США в 50-х роках минулого століття для переробки позабалансових мідних руд. Вона набула поширення на уранодобувних підприємствах СРСР, США, Канади, а останні 20 років використовується у практиці видобутку золота з окислених низькосортних руд.
Купкове вилуговування міді з руд, що характеризуються переважанням окислених мінералів, а також халькозин широко застосовується на гірських підприємствах США, Перу та Родезії. На підприємствах Блюберд та Мангула ця технологія застосовується для вилуговування міді із вмістом її в рудах відповідно 0,5 та 1,13 %.
Як розчинник використовують хвостові розчини цементаційних або екстракційних установок, до яких додається сірчана кислота концентрацією 50 г/дм3, а іноді і сульфат оксиду заліза. Тривалість циклу вилуговування 120 днів, їх 75 днів - зрошення і 45 днів - дренаж продуктивних розчинів. Середня концентрація міді у цих розчинах - 2,6 г/дм3. Вилучення міді з руди близько 50%.
Купне вилуговування урану із позабалансових руд у промислових масштабах освоєно підприємствами колишнього Мінсередмашу СРСР (Цилінний ГХК, Киргизький ГРК, Ленінабадський ГХК, Лермонтовське РУ та ін.). Зміст урану в рудах, що прямують на купне вилуговування, варіювало в межах 0,03 - 0,04%. Вилучення урану в продуктивний розчин сірчаною кислотою та лугами було на рівні 70-80%.
Аналіз досвідуотримання металів кучним вилуговуванням дозволив зробити висновки:
вилуговування як технологія, здатна забезпечити ефективне вилучення металів з бідних та окислених мідних та уранових руд, знаходиться на стадії промислового освоєння, а з окислених та сульфідних руд інших металів - тільки на стадії розробки;
досвід підземного вилуговування металів, за винятком урану, мал. Активні дослідження з витягу міді і мало досліджень з вилуговування золота, що підвищує актуальність подібних досліджень.
Дослідження теоретичних аспектів вилуговування відходів та бідних руд розпочалися понад 50 років тому.
Над теорією вилуговування працювали ряд науковців науково-дослідних організацій Росії (МГГА, ВНДПІПромпроект, СКГТУ, Уніпромедь, МДГУ, ЦНІГРІ тощо).
У теорію та практику зробили внесок вчені: Н.П. Лавер, Б.М. Ласкорін, К.М. Трубецькій, В.А. Чантурія, М.І. Агошков, Г.А. Аксельрод, В.Ж. Аренс, В.К. Бубнов, В.І. Голік, Т.М. Жаутиков, В.І. Зеленов, Н.Б. Коростишевський, Є.А. Котенко, В.Г. Левін, А.М, Марголін, Н.М. Масленіцький, В.М. Мосинець, І.М, Плаксін, В.В. Рачинський, М.М. Тедєєв, В.А. Лодійників, В.В. Хабіров, Є.І. Шем'якін, P.M. Гаррелс, Р. Гріссбах, Ч.Л. Крайст, Г. Шенк, Дж. Фрітс та ін.
Теоретичні засади гідрометалургії розроблені працями І.М. Плаксін, С.Б. Леонова, В.А. Чантурія та ін. Однією із складових частин технології з вилуговуванням є фізико-хімічні процеси вилучення металів із завзятих сульфідів. Вони отримали розвиток як альтернатива існуючим методам отримання металів, використання яких для навколишнього середовища є небезпечним і дорогим.
Найбільших успіхів досягнуто при вилуговуванні міді, урану, золота і цинку, чому присвятили свої праці А.П. Зефіров, A.І. Калабін, В.П. Новик-Качан, Б.В. Невський, В.Г. Бахуров, І.К. Луценко, С.Г. Вечіркін, Л.І. Луньов, І.Є. Рудаков, Р.П. Петров, Н.М. Хабіров, В.К. Бубнов, М.М. Тедєєв, В.І. Голік та ін.
Процеси купного вилуговування металів протікають у дві стадії. У першій стадії відбувається дифузійне розчинення металу, другої стадії здійснюється його перенесення шляхом фільтрації розчину крізь руду в штабелі. При обґрунтуванні геотехнологічних параметрів KB металів досліджується дифузія твердих речовин, зокрема металів, та фільтрація рідини у пористому середовищі руди.
В області дифузійного розчинення металів найбільш відомі роботи П. Шьюмана та В.Ж. Аренса. Ці фундаментальні праці приймаються основою розробки теоретичних розрахункових методів. Теорії фільтрації рідин у пористих середовищах присвячені роботи Моріса Маскета, Є.І. Рогова, В.Г. Язікова та інших учених.
Переробка низькосортних золотовмісних руд із вмістом золота від 0,5 до 2,5-3,0 г/т кучним вилуговуванням здійснюється на ряді гірничодобувних підприємств США, Канади, ПАР, Австралії, КНР, Мексики та ін. Тільки в США діє більше 110 промислових та дослідно-промислових установок KB з продуктивністю від 0,1 до 3-5 млн т гірничої маси на рік.
Технологія купного вилуговування золота широко застосовується у Росії, Казахстані, Киргизії та Узбекистані.
У Росії купне вилуговування золота застосовують на підприємствах Східного Забайкалля (Дарасун, Балей, Апрелковсько-Пешковская рудоносна зона та інших.). Матеріалом для KB служать бідні товарні, позабалансові руди та мінералізована маса розкривних порід із вмістом золота від 0,5-0,7 до 3-5 г/т.
У Киргизії концерн «Південполіметал» вилуговує золото з некондиційних руд високогірних родовищ.
В Узбекистані купне вилуговування у промисловому масштабі здійснюється з відвальних порід кар'єру Мурунтау. Річна продуктивність підприємства KB по масі, що переробляється, перевищує 12 млн т. Вміст золота в перероблюваній сировині 0,5-0,8 г/т. KB розвивається на Даугістауському родовищі.
У Казахстані найбільшого успіху з освоєння технології кучного вилуговування золота досягнуто АТ «Васильківський ГЗК» та компанією «АВС-Балхаш».
У АТ «Васильківський ГЗК» для купного вилуговування використовують окислену руду Васильківського родовища. Мінеральний склад руди, масових %: SiO2 – 64,2; Al2O3 – 8,1; Fe2O3 – 37; CaO – 1,68; MgO – 1,61; As – 0,22; Na2O – 1,33; K2O – 5,80; Pb – 0,048; Zn – 0,034; Ni – 0,035; Cu – 0,045; Co – 0,023; Bi – 0,014; Sобщ - 0,35; Au-1,58 г/т.
Крупність руди 250 – 300 мм. Сумарний обсяг штабелів KB – 1,5 млн т руди. Вилужування проводиться лужноціаністим розчином з концентрацією ціаніду натрію 0,04-0,08% і щільністю зрошення 15-25 дм3/т на добу. Вилучення золота знаходиться в межах 50-55%,
У гірничо-рудній компанії «АВС-Балхаш» для купного вилуговування золота використовують окислені та напівокислені руди родовищ Пустенне та Кар'єрне. Зміст золота в окислених і напівокислених рудах, що спрямовуються на купчасте вилуговування, - від 3 до 1,35 г/т.
Руда надходить на два дробильні комплекси загальною потужністю переробки до 1460 тис. т/рік. Вона проходить три стадії дроблення до крупності -20 мм, транспортується на підготовлену основу, де укладається в штабель заввишки 7 м при проектній висоті штабеля 49 м. Після відсипання заданого об'єму поверхня штабеля розпушується і на поверхню, що розпушується, укладається система зрошення.
Для приготування розчинів використовують воду оз. Балхаш, що подається водоводом завдовжки 18 км. Штабель зрошується розчином ціаніду натрію за концентрації 0,7 г/дм3. При просочуванні розчину через штабель золото розчиняється:
4Au + 8NaCN + O2 + H2O → 4NaAu(CN)2 + 4NaOH
Продуктивний розчин стікає в колектор і по дренажній системі перфорованих труб надходить у ємності-накопичувачі, звідки перекачується в гідрометалургійний цех на сорбцію.
Як сорбент використовують активоване вугілля. Розчин проходить через 5 послідовно встановлених сорбційних колон з вугіллям. З метою ефективності сорбції використовується принцип протитечії - активоване вугілля за допомогою ежекторів рухається назустріч продуктивному розчину.
Насичене вугілля надходить у десорбційну колону. Знімання золота з вугілля здійснюється при температурі 125 °C і тиску 4 атм у концентрованому розчині ціаніду (0,2 %) та каустичної соди (1 %). Насичений золотом розчин подається на електролізери, де відбувається осадження шламу золотовмісного на катодні сітки. Шлам знімається, проходить кислотну обробку та надходить на плавку для отримання золото-срібного сплаву «Доре».
У 1995-2001 р. у штабелі № 1 та № 2 укладено 2614,7 тис. т руди із вмістом 1,35 г/т при масі золота – 3500 кг. Висота основного штабеля № 2 (2431 тис. т руди) досягла 35 м. Отримано 1050 кг золота, у своїй загальне вилучення становило 30 %.
Річна продуктивність з переробки руди варіювала від 204 тис. т (1995 р.) до 850,1 тис. т (2000 р.), середня за 6 років – 373 тис. т. Виробництво афінованого золота становить від 75,6 кг у 1995 р. р. до 245,1 кг у 2000 р., середня – 150 кг на рік.
У 1995-1997 роках. вилучено 37,2% золота від покладеного за цей період сировини, потім вилучення стало знижуватися через кольматаційних процесів.
Практика вилучення золота з хвостів флотації руд у Казахстані поки що обмежена. У 1993-1994 роках. ТОВ «Алтин-Кулагер» побудувало та запустило в роботу дослідно-промислову установку купного вилуговування золота з хвостів Бестобінської ОФ. Вилуговування золота велося протягом 1995-1996 р. на штабелі обсягом 100 тис. т. Зміст золота в штабелі KB знаходилося на рівні 2,2 г/т, запаси - 220 кг. Вилуговували за лужно-ціаністою технологією із вилученням золота з продуктивних розчинів на смолу АМ-2Б. За два роки роботи було вилучено лише 32 кг золота (14,4 %).
Золотовмісна сировина має різний ступінь стійкості до геохімічних перетворень. Дуалізм поведінки золота (як інертного та геохімічно рухомого елемента) пояснюється, з одного боку, його низькою розчинністю, з іншого - здатністю до комплексних легкорозчинних утворень та міграції у вигляді субмікроскопічних форм.
При окисленні та розчиненні сульфідів, що містять тонкодисперсне золото, останнє може безпосередньо переходити до колоїдного розчину. Стабілізатором колоїдного золота є колоїдний кремнезем, а також карбонат натрію та Fe(OH)3. Колоїдні розчини золота утворюються також при дії FeSO4 на розчин золотого хлориду.
Процес розчинення золота може бути описаний загальним рівнянням кінетики:
де - константа швидкості розчинення; С - хвостовий вміст золота; Cп - вихідний вміст золота; а – концентрація активного агента.
Розчинність золота є функцією концентрації в розчиннику активного агента (а) та характеризується залежністю
де Г, n – коефіцієнти, причому Г = const для певного реагенту.
Застосування купного вилуговування золота в кожному конкретному випадкувизначається геотехнологічними властивостями золотовмісної сировини.
Оцінка можливостей геотехнологічного освоєння золоторудних об'єктів є багаторівневий процес, оскільки реалізація геотехнології пов'язані з необхідністю обліку як теоретичних, і практичних рішень.
Оцінка геотехнологічності золотовмісної сировини (руда, хвости збагачення тощо) здійснюється за геохімічними, мінералогічними та технолого-експлуатаційними параметрами. Під терміном «геотехнологічність» розуміється властивість, якою володіє сировина щодо переведення золота, що міститься в ньому, в рухомий розчинений стан. Практичне значення при цьому набуває геотехнологічна класифікація придатності золотовмісної сировини до купного вилуговування.
Розчинення золота залежить головним чином мінералогічного властивості порід, що вміщають, їх структурно-текстурних особливостей і фізико-хімічних властивостей середовища. Зокрема, чим більша золотина і чим монолітніша порода, тим розчинність золота гірша.
З внутрішніх факторів геохімії золота має значення змінна валентність елемента та здатність до утворення комплексів. Золото розчиняється після руйнування кристалічних ґрат акцесорних мінералів і розкриття утворюючих зростків. Найбільш швидко розчинення золота протікає у присутності сильних окисників: діоксиду марганцю, кисню, оксиду заліза та міді. Максимальному розчиненню золота сприяють вищі значення коефіцієнтів фракціонування кальцію з магнієм, кремнію із залізом або алюмінієм, калію з натрієм та ванадію з хромом.
При хімічному розчиненні для розкриття золотовмісних порід використовують реагенти: FeCl, Fe2(SO4)3, CuCl, CuSO4, NaCl, HCl, H2SO4, луги, ціаніди натрію або калію, тіомочевини та хлорну воду.
Розчинення золота, що міститься в золотоносних колчеданових породах, відбувається під дією сульфату окисленого заліза, а випадання його з розчинів - при зустрічі з сульфідними породами.
Золото, представлене субмікроскопічними включеннями в піриті, є найбільш розчинним. При цьому розчинення відбувається під дією сульфіту окисненого заліза, що утворюється при окисненні піриту. Найбільш інтенсивне окислення золотоносних піритів і піротинів протікає при pH 5,5 і Eh = 0,8 В. При цьому в мінералізованих розчинах найбільш ймовірним комплексом золота є Au(OH)2, а сильно мінералізованих, з високим вмістом золота - змішані хлорогідроксокомплекси речовин типу -.
У процесах окиснення золота важлива присутність хлорид-іону, необхідного для розчинення оксидної плівки. Хлоридне золото, добре розчинне у воді, утворюється при дії на тонкодисперсне золото елементарного хлору, виділення якого можливе за одночасної присутності іонів хлору, кислоти та вищих оксидів марганцю.
Для вилуговування золота із золото-кварцових порід найбільш сприятливе лужне середовище pH більше 8 і середовище з підвищеною концентрацією HCl та тіосульфатних іонів.
Розчинене золото реагує на найменшу зміну електричного поля, виділяючись у місцях згущень силових ліній на вершині, ребрах та гранях струмопровідних кристалів.
Створення методологічних основ будівництва та експлуатації ділянок КВ, що включають теоретичні положення, що регламентують параметри формування штабелів, агломерацію сировини, спорудження гідронепроникних основ, параметри системи зрошення та збору розчинів, інтенсифікацію процесу вилуговування поряд із завданнями геотехнологічної оцінки золотовмісного сировини для кучного.
Для збільшення ефективності золотовидобування актуальне завдання створення методичних основ визначення оптимальних граничних умов застосування кучного вилуговування в комбінації з традиційними способамивидобутку та переробки сировини.
Конструктивні особливості майданчиків купного вилуговування визначаються низкою факторів, основними з яких є: річний обсяг переробленої золотовмісної сировини; велику кількість сировини; матеріал та параметри гідронепроникної основи; склад обладнання; Схема організації робіт.
Куплене вилуговування дозволяє видобувати золото з окисленої сировини з низькою вартістю. Однак, незважаючи на більш високу вартість, традиційна заводська технологія дає вищий витяг. Тому використання традиційної технології для переробки багатих руд та купного вилуговування для бідних руд дозволяє ефективно експлуатувати родовища.
Відсутність економічно обґрунтованих меж застосування кучного вилуговування не дозволяє визначати кондиції для даної технології та виділяти ту частину промислових запасів родовищ, яка може бути перероблена методом кучного вилуговування.
Методика визначення граничних умов застосування купного вилуговування для золотовидобування набуває особливої актуальності. Методичні положення повинні включати вибір єдиного критерію оцінки ефективності відпрацювання запасів, методику оцінки цінності, що втрачається при різних технологіях, правила перегляду кондицій і бортових змістів.
Область застосування купного вилуговування у комбінації з традиційною технологією для нових родовищ досліджується з урахуванням невизначеності вихідної геологічної та технологічної інформації.
Екологічна коректність технологій KB належить до мало розроблених теоретичних питань гірничої справи.
Накопичення та зберігання відходів флотаційного збагачення руд призводять до використання значних площ під карти хвостосховищ і відчутно позначаються на стані навколишнього середовища.
Екологічні, соціальні та економічні наслідки внаслідок тривалого зберігання відходів збагачення руд призводять до зниження рівня рентабельності надрокористування та погіршують умови життя населених районів, розташованих у зоні хвостосховищ. У районах розташування хвостосховищ утворюється складний техногенний рельєф, змінюється природне середовище.
Хвостове господарство одна із основних джерел порушення екологічного рівноваги середовища. Хвости флотації руд викликають водну і вітрову ерозію, вони схильні до пилу. Запиленість повітря може перевищувати санітарні норми з відривом до 2 км і більше джерела пилення.
Винесення в атмосферу дрібних мінеральних частинок, флотореагентів - пилу у вільному стані та у вигляді аерозолів - на тривалий час забруднює повітряний простір. Осідаючи на ґрунт та водойми, пил накопичується та генерує наднормативні концентрації важких металів та токсичних елементів.
Найбільшу небезпеку для здоров'я людини є пил, що містить вільний діоксид кремнію в кристалічних його модифікаціях, залишкова кількість ціанідів, родонідів, кислот, лугів тощо, що є причиною легеневих захворювань, розвитку ракових пухлин та інших захворювань.
Під хвостосховища відводяться величезні території, які згодом є неживими просторами і стають центром катастрофічних процесів.
Проникнення забруднених стоків у ґрунт пов'язане з порушенням екологічної рівноваги ґрунтових та підземних вод, їх зараженням хімічними речовинами. Порушення земної поверхні та водного режиму виводить землі із сільськогосподарського балансу.
В результаті забруднення довкілля токсичними елементами тваринний і рослинний світ насичується ними в кількостях, що перевищують допустимі норми, що викликає фізіологічні зрушення та захворювання людей, тварин і рослин.
За даними Віогем, родючість земель при віддаленні на 5-10 км від хвостосховищ погіршується на 10-20%, а вартість і трудомісткість виробництва сільськогосподарської продукції збільшується на 10-15%.
Збільшення концентрації сірчистого ангідриду на 1 мг/м3 повітря знижує врожайність та якість сільськогосподарських культур на 30-40 %, вміст білка у злаках знижується на 20-30 %, падає продуктивність худоби, зростає її захворюваність. У зоні впливу хвостосховищ в овочах та картоплі відзначається надлишок свинцю, цинку, міді, миш'яку, знижується вміст вітамінів, крохмалю та цукру. Так, на околицях золотодобувних підприємств Казахстану ГДК забруднювачів атмосфери значно перевищує встановлені норми. У районі рудника Бестобе АТ «Казахалтин» біля хвостосховища, що займає 30 га площі з висотою відвалу хвостів 6 м та об'ємом 896 тис. т, добові викиди пилу становлять 6-7 мг/м3 при ГДК = 0,15 мг/м3 (SiO2, As, Zn та ін), що перевищує санітарні норми у 40-70 разів.
У табл. 13.1 наведено гранично допустимі концентрації шкідливих речовин, що забруднюють атмосферу, характерні для гірничого виробництва.
Соціальні наслідки впливу забрудненого середовища для здоров'я людини різноманітні. Кількісна оцінка соціальних наслідків забруднення середовища у вартісній формі важко здійснити. Економічна оцінка соціальних результатів не адекватна наслідкам, лише відображає їх вплив на економіку підприємства та регіону.
Оцінка збитків від погіршення здоров'я з економічних позицій розраховується за величиною недоотриманого заробітку через хворобу, смертність у працездатному віці. В результаті втрачається додатковий продукт, скорочується національний дохід.
Економічні втрати внаслідок погіршення здоров'я населення від забруднення довкілля можна класифікувати так:
скорочення виробітку продукції;
збільшення видатків соціального страхування;
збільшення виплат з інвалідності та допомоги внаслідок втрати годувальника;
збільшення видатків на охорону здоров'я;
збільшення витрат на підготовку кадрів із заміни вибулих.
Тому з метою зниження рівня екологічних, соціальних та економічних наслідків утворення та зберігання відходів збагачувального виробництва необхідно їх скорочувати, переробляти, утилізувати та ліквідувати. Для цього удосконалюють схеми та режими збагачення руд, змінюють обладнання, впроваджують автоматизовані системи управління та контролю, створюють нові технології переробки лежачих хвостів.
Розвиток рентабельної золотовидобутку визначає необхідність створення високоефективних адаптованих до навколишнього середовища технологічних систем і агрегатів для розробки родовищ в гірничо-геологічних умовах, що ускладнилися, з високою повнотою і якістю вилучення золотовмісних руд з надр.
Виникає необхідність радикального вдосконалення існуючих та створення принципово нових технологій переробки важкозбагачених та позабалансових руд, некондиційної та техногенної сировини з високим вилученням золота та інших корисних компонентів.
Винахід відноситься до гідрометалургії і може бути використане при купчастому вилуговуванні золота з руд, концентратів та хвостів збагачення. Спосіб купного вилуговування золота включає обробку мінеральної сировини вилуговуючим розчином, оздоблення, закладку окомкованої руди в штабель, зрошення штабеля і вилучення з продуктивного розчину металу. Окомкування руди проводять з добавкою твердого окислювача, як якого використовують пероксид кальцію з витратою 0,1-0,3 кг/т. Як зволожуючий розчин при оздобленні використовують ціаністий розчин у кількості, що забезпечує підсумкову вологість 5-30%. Витрата ціаніду натрію становить 0,1-1 кг/т, причому обкомкованую руду перед укладанням в штабель обробляють ультразвуком, а вистоювання штабеля перед зрошенням проводять протягом 2-3 діб. Технічним результатом винаходу є інтенсифікація отримання золота ціануванням. 1 іл., 1 ін.
Винахід відноситься до галузі металургії шляхетних металів і може бути використане, зокрема, для вилучення золота при купчастому вилуговуванні золотовмісних руд ціаністими розчинами. Відомий спосіб вилуговування золота з руди (1. М.А. Меретуков, А.М. Орлов. Металургія благородних металів (зарубіжний досвід). М.: Металургія. С. 97-113. 1991, 2. Кучне вилуговування шляхетних металів". / Під ред.професійним д.т.н., М.І.Фазлулліна.-М.: Видавництво Академії гірничих наук., 2001. С. 153-154) Спосіб включає підготовку руди, зокрема гранулювання, укладання підготовленої руди в штабель на гідроізольовану та екологічно надійну основу, монтаж системи зрошення купи та подачу розчину ціаніду на повітрі механічними розбризкувачами.
Основними недоліками методів кучного способу, що застосовуються на практиці, є низький ступінь вилучення золота з руди і, як правило, надмірна тривалість процесу.
З метою прискорення аналізованого процесу оздоблення або грануляцію руди перед укладанням в штабель проводять з використанням ціаністого розчину та додаткових окисників /2/, зокрема, на зрошення подають розчин на кисню. В іншому способі (РФ 2361076) вилуговування з введенням додаткового окислювача в систему здійснюють у дві стадії: на першому етапі розчином, що містить водний розчин гідроксиду лужного металу або оксиду кальцію і пероксиду водню, на другому етапі розчином, що містить отриманий після первинної обробки мінеральної сировини розчин, доукріплений водним розчином гідроксиду лужного металу або оксиду кальцію і перекисом водню, який вводять ціанід натрію до концентрації його в розчині 0,1%. Введення додаткових окисників у вилуговують розчини дозволяє прискорити процес. Разом про те, практично ефект накислороживания проявляється дуже умовно. У варіанті купного вилуговування при атмосферному тиску надлишковий кисень протягом короткого часу дифундує з вилуговують розчину в атмосферу, не зробивши очікуваної дії. Аналогічно обмежується ефект від введення перекису водню, який також розкладається протягом декількох десятків хвилин, тим більше в умовах розбризкування розчинів.
В якості прототипу обраний спосіб кучного вилуговування золота, що включає дроблення руди, окомкування з введенням цементу і водного розчину ціаніду натрію, укладання штабеля на гідроізольовану основу, монтаж системи зрошення, подачу накислороженного розчину зрошенням та отримання продукційних розчинів, витратою ціаніду натрію 0,35-0,5 кг/т та концентрацією 12-15 г/л, перед зрошенням проводять вистоювання штабеля протягом 7-8 діб. Відмінна особливість прототипу полягає в тому, що обгортування руди проводять в умовах створення максимально великої концентрації ціаніду натрію в розчині, що просочує рудний матеріал при оптимальній вологості. За 7-8 днів вистоювання обкомкованого рудного матеріалу (стадія дозрівання) відбувається перехід золота у його розчинний ціанідний комплекс на 65-70%. Ціанід натрію, введений у руду при її обкомкування, міцно засвоюється рудним матеріалом, переважно за рахунок адсорбції. Надалі золото з рудного матеріалу вилуговують зрошенням водою або циркулюючими знезолоченими розчинами, що утворюються в процесі, без добавки в них ціаніду натрію протягом 7-15 днів. Цикл вилуговування у своїй практично збігається з циклом промивання руди.
Важливою відмінністю прототипу є використання накислороженных розчинів тільки на стадії вилуговування, тому в цілому цикл переробки руди, що включає окомкування, вистоювання штабеля і обробку розчином, що вилуговує, в цілому залишається досить тривалим. У результаті, найбільш значним недоліком прототипу є низька швидкість процесу.
Технічною проблемою, на вирішення якої направлений пропонований спосіб, є підвищення швидкості розчинення золота. Технічний результат досягається зміною типу окислювача та умов його подачі.
Технічний результат досягається в способі купного вилуговування золота, що включає оздоблення руди з введенням сполучних і міцного водного розчину ціаніду натрію, укладання штабеля на гідроізольовану основу, вистоювання штабеля, подачу вилуговують розчину зрошенням і отримання продуктивних. На відміну від прототипу при окомковании до руди додають пероксид кальцію з витратою 0,1-0,3 кг/т і ціаністий розчин у кількості, що забезпечує підсумкову вологість 5-30%, при цьому витрата ціаніду натрію становить 0,1-1 кг/ т, причому обкомкованую руду перед укладанням в штабель обробляють ультразвуком, а вистоювання штабеля перед зрошенням проводять протягом 2-3 діб.
Сутність винаходу пояснюється фігурою (таблиця), де наведено результати дослідів, проведених в умовах, що співставляються.
Доказами визначального впливу характерних ознак запропонованого способу досягнення технічного результату служить сукупність теоретичних засадта результатів спеціальних досліджень. Зазначена у цьому винаході завдання зводиться до скорочення тривалості циклу обробки золотовмісної руди в купчастому режимі. Загалом цикл складається з обгортування, укладання та вистоювання штабеля і, нарешті, зрошення вилуговуючим розчином. У пропонованому способі аналогічно прототипу, проводиться оздоблення руди розчинами з підвищеною концентрацією ціаніду. Дана міра надає можливості для взаємодії золота і вилуговують розчину вже на стадії окомкування. Але на відміну від прототипу в запропонованому способі прискорення процесу вилуговування досягається двома додатковими прийомами: введенням окислювача на стадії окомкування та використання окислювача, більш стійкого в часі.
Введення в систему «руда - міцний ціаністий розчин» окислювача, додаткового до кисню з повітря, що насичує розчин, що змочує, до рівноважних концентрацій максимум 7-8 мг/л /1/, дозволяє інтенсифікувати взаємодії золота з розчином вже на стадії грануляції та вистоювання. На відміну від прототипу як окислювач замість накислороженного розчину пропонується використовувати пероксид кальцію, причому окислювач вводять на стадії окомкування і укладання руди в штабель. Дослідження показали, що пероксид кальцію зберігає окисні властивості тривалий час і цим сприяє прискоренню процесу. Крім того, оксид кальцію, що утворюється в ході реакцій, що протікають сприяє окомкування і дозволяє знизити витрату основного сполучного -цементу. Оптимальне дозування пероксиду кальцію – 0,1-0,3 кг/т. При більшому витраті окислювача спостерігається помітне окислення ціаніду та ефективність процесу загалом падає.
Важливу роль досягненні цієї мети грає витрата зволожуючого розчину при грануляції та підсумкова вологість гранул. У процесі купного вилуговування на багатьох об'єктах після закінчення певного часу фільтрація розчинів через штабель практично припинялася. Внаслідок скупчення глин і шламистих частинок у межах окремих зон штабеля, так званої кольматацією, фільтраційні канали закупорюються, викликаючи утворення на поверхні штабеля штучних ставків, які, у свою чергу, сприяли виникненню каналів локального промиву. Негативний результат цього ефекту - повне припинення розчинення золота.
Єдиною метою грануляції є обгортування глинистих, шламистих та інших тонких компонентів руди, що укладається в штабель. В описі прототипу рекомендується витрати води при грануляції в діапазоні 27-35%. Слід зазначити, що це параметр специфічний щодо різних типів руд. Зокрема, за наявності крупнозернистого піску та каміння, зазначена витрата достатня; Для грануляції глинистої руди води потрібно значно більше. Крім того, наведений параметр є сумарним, включає природну вологість руди і воду, що додається при грануляції. У цілому нині гранульована руда має відповідати вимогам збереження гидропроницаемости при зрошенні штабеля, тобто. гранули повинні зберігати достатню міцність, а кольматацію виключено.
Оскільки в прототипі і запропонованому способі основна взаємодія розчину і золота відбувається вже при закладці руди в штабель і на стадії визрівання гранул, то доцільно створення умов, за яких ця взаємодія протікатиме максимально інтенсивно. З теорії гідрометалургії випливає, що максимальна швидкість вилуговування досягається при високій концентрації реагенту (NaCN) і надлишку розчинника або при великому співвідношенні Ж:Т. У разі купного вилуговування вміст вологи в гранулах має бути максимально великим, але не перевищувати того значення, при якому гранули набувають і зберігають необхідну міцність. З іншого боку, концентрація NaCN при постійному питому витраті цього реагенту буде тим більше, що менше вологість підготовленої руди.
Таким чином при виборі оптимальної вологості слід враховувати дві суперечливі умови, при цьому повинні бути враховані дисперсність руди, що гранулюється, і її вихідна вологість. Результати цільових досліджень показують, що для досягнення поставленої мети -прискорення процесу в цілому - оптимальною є підсумкова гранульована вологість, підготовленої, до укладання в штабель руди 10-30%, при цьому концентрація ціаністого натрію в зрошувальному розчині повинна забезпечувати питому витрату 0,1- 1 кг сухої NaCN на 1 т руди.
У руді, підготовленої за зазначених умов, вже на стадії окомкування починається окислення та взаємодія золота з ціанідом. Оскільки вологість обкомкованої руди обмежена, вирішальну роль кінетику і повноту вилуговування золота надає масобмін. Традиційні варіанти інтенсивного масобміну, наприклад, перемішування, виключені і найбільш ефективним прийомом, як показують результати досліджень, є ультразвукова обробка руди на стадії огрудкування. Досліди показують, що при забезпеченні сукупності рекомендованих умов та параметрів вже через 2-3 дні на стадії дозрівання гранул основна маса золота переходить у розчинну форму і подальше зрошення забезпечує високий рівень вилучення.
Спосіб здійснюють наступним чином. Дроблену золотовмісну руду змішують із сухим окислювачем - пероксидом натрію. До отриманої суміші додають розчин ціаніду натрію певної концентрації та кількості, що забезпечує підсумкову вологість підготовленої руди 10-30%. Після цього руду відсипають у штабель для вистоювання (дозрівання) повітря. Після вистоювання обкомкованої руди протягом 2-3 діб починають її зрошення обіговими розчинами. З продуктивних розчинів золото витягують відомими методами, а знезолочені розчини частково підкріплюють ціанідом і використовують на окрудування, при цьому основна маса розчинів використовується на зрошенні штабеля без підкріплення ціанідом.
Прикладом реалізації запропонованого способу є результати наступних дослідів.
Окислена глиняста руда однієї з родовищ Уралу містила 1,8 г/т золота. Руда характеризується наявністю у значних кількостях дуже тонких, шламистих фракцій. Вологість вихідної руди становить 12%. З представницької порції руди масою 300 кг вручну вибирали великі шматки руди і дробили до 25 мм. Дроблену частину об'єднували основною масою руди, додавали пероксид кальцію і перемішували в лабораторному барабанному змішувачі протягом 5 хвилин, додавали міцний ціаністий розчин у необхідній кількості і в тому ж агрегаті оздоблювали протягом 5 хвилин. Окомкованую руду витримували на свіжому повітрі для дозрівання гранул протягом 2 діб. Порції вистояною масою по 20 кг завантажували в трубчастий лабораторний перколятор діаметром 20 мм і зрошували оборотним ціаністим розчином. По ходу зрошення на виході перколятора відбирали проби продуктивного розчину та аналізували на вміст золота. Зрошення продовжували доти, поки вилуговування не припинялося і інтегроване вилучення золота в розчин не досягало граничного значення.
У дослідах варіювали витратою пероксиду кальцію, вологістю обкомкованої руди (включаючи вихідну вологість), витратою ціаніду та тривалістю визрівання гранул обкомкованої руди перед зрошенням.
Для порівняння проведено досвід за умовами прототипу: з витратою ціаніду натрію 0,5 кг/т та концентрацією 15 г/л, вистоювання штабеля перед зрошенням протягом 7 діб. Результати дослідів зведено до таблиці (Фіг. 1).
Наведені результати показують, що при обробці руди з рекомендованими параметрами на стадіях окомкування і зрошення сумарна тривалість процесу, що включає окомкування, визрівання та зрошення до максимально можливого вилучення для запропонованого способу в 1,5-2 рази менше, ніж при використанні режимів, що рекомендуються прототипом.
Порівняльний аналіз відомих технічних рішень, зокрема. способу, обраного як прототип, і передбачуваного винаходу дозволяє зробити висновок, що саме сукупність заявлених ознак забезпечує досягнення технічного результату. Реалізація запропонованого технічного рішення дає можливість скоротити тривалість обробки руди при купчастому вилуговуванні золота та підвищити ефективність технології в цілому.
Спосіб кучного вилуговування золота з руди, що включає оздоблення руди з введенням пероксид кальцію з витратою 0,1-0,3 кг/т і ціаністий розчин у кількості, що забезпечує підсумкову вологість 10-30%, при цьому витрата ціаніду натрію становить 0,1-1 кг/т, причому обкомковану руду перед укладанням в штабель піддають обробці ультразвуком, а вистоювання штабеля перед зрошенням проводять протягом 2-3 діб.
Експериментальні дослідження процесів активаційного купного вилуговування золота при геотехнологічному тестуванні руд Амазарканського родовища.
А. Секісов,
О. Лавров,
Читинська філія
Інституту гірничої справи
ЗІ РАН на базі ЗабДУ
С. Ємельянов,
ВАТ «Зірка» (м. Москва)
Амазарканське родовище розташоване в Могочинському районі Забайкальського краю та локалізовано в бортах долини р. Амазаркан, лівої притоки річки. Амазар займає за площею 10 кв.км у південній частині Амазарканського рудного поля. Геологорозвідувальні роботи, проведені раніше, в основному були орієнтовані на підрахунок запасів та оцінку технологічних властивостей окислених руд Північного рудного покладу родовища та, щонайменше, оцінки рудних утворень Широтного рудного покладу у південній частині родовища. Основні рудовмісні породи родовища Амазаркан представлені біотитовими, піроксен-біотитовими, амфібол біотитовими, гнейсами, що перешаровуються з лейкократовими гнейсами, гранулітами з біотитом, зрідка графітом, і малопотужними прошарками, лінзових пірок, лінзових пірок, лінзових пірок, лінзових пірок. Первинні сульфідні руди становлять основну масу (72,5%) підрахованих запасів родовища. Технологічні дослідження з переробки первинних руд з метою отримання золота у звітний період, так і за весь період геологорозвідувальних робіт на родовищі, не проводилися Речовий склад первинних сульфідних руд родовища близький до руд зони окислення. Вони представлені кварц-серицитовими, кварц-польовошпатовими, кварц-турмалін-серицитовими, кварц-карбонат серицитовими та епідот-піроксен-хлоритовими метасоматитами, сформованими по вміщуючих породах (архейським кристалічним сланцям і гнейсам), а також акти. Власне рудний парагенезис представлений комплексами кварц-турмалінового, кварц-халцедонового та кварц-карбонатного складу з прожилково вкрапленою кварцсульфідною (пірит, арсенопірит) мінералізацією. Руди інтенсивно катаклазовані та каолінізовані. Кількість сульфідних мінералів у рудах від 3-8% до 30%, рідше 70% та в середньому становить 8-15%. Зміст золота у первинних рудах загалом 3,0 г/т, срібла - 5,2 г/т. Золото переважно пилоподібне та дрібне з максимальним розміром до 0,5 мм. У сульфідних мінералах первинних руд міститься дисперсне золото. . Родовище розроблялося відкритим способом, переробка руд здійснювалася купчастим вилуговуванням. Внаслідок різкого зниження вилучення золота під час переходу на видобуток та переробку первинних завзятих руд, експлуатацію Амазарканського родовища було припинено. В даний час вирішення питання про продовження його розробки пов'язане з обґрунтуванням пріоритетної схеми переробки упорних руд: флотаційно-гравітаційним збагаченням з подальшою гідрометалургійною переробкою концентратів або збереженням схеми КВ, але з використанням відповідної рудопідготовки (включаючи, можливо, і вилуговують розчинів. У зв'язку з цим у Читинській філії Інституту гірничої справи СО РАН було проведено геотехнологічні дослідження. різних варіантівсхеми активаційного купного вилуговування золота з наполегливих первинних руд Амазарканського родовища та мінеральної маси відпрацьованих штабелів (карт КВ)
Проби руди для геотехнологічного тестування були представлені як мінімум трьома генетичними типами: метасоматитами, утвореними по лейкократових гранітоїдів (близько 80% від загальної кількості), метасоматизированными інтрузивними породами діоритового і габро-діоритового ряду, метасоматизированними гнейсами. Метасоматичні зміни виявлені сульфідизацією, турманілізацією, серицитизацією та окварцюванням. У пробах зустрінуті окремо дайок гібридних порфірів з менш вираженою, ніж у порід, що несуть оруднення, сульфідизацією, окварцюванням і серицитизацією. Середня крупність матеріалу, відібраного з відпрацьованої карти КВ близько 35мм. Проби руди, відібрані з приймального бункера ДСК-1 мали середній діаметр шматків у діапазоні порядку 30-350 мм. Проби з карти КВ, відібрані з її торцевих частин, характеризуються відносно високим вмістом золота (Amz-К1 = 0.64-0.97 г/т, середнє – 0.8 г/т, Amz-К2 = 1.12 1.24, середнє 1.2 г/т). Зміст золота в пробах руди ДСК визначалося в 2-х атестованих лабораторіях: SGS-Vostok ltd і ЛІЦіМС (м.Чита) і виявилися значно нижчими, ніж у рудній масі відпрацьованих штабелів вилуговування. За даними пробірно-атомно-абсорбційного аналізу вміст золота у ній становило 0.5-0.65 г/т. Імовірно, руда не пройшла стадію середнього дроблення через низький вміст і була залишена на місці складування перед консервацією. Для геотехнологічного тестування були підготовлені проби рудної маси відпрацьованих штабелів вилуговування (з різних торцевих частин), додроблені і не дроблені та шихта бідної руди метасоматитів по гранітоїдах (з максимальним вмістом сульфідних мінералів, що визначають в основному їхню завзятість). Спочатку були підготовлені 3 паралельні неподрібнені навішування цього матеріалу. Дві з них – навіски рудної маси, відібраної з різних торців штабеля, були протягом 3-х діб (Т:Ж=2.5:1) попередньо оброблені в лабораторних кюветах активним розчином, що окислює, підготовленим у фотоелектрохімічному реакторі (фото зліва), а потім (після зливу окислюючого розчину), звичайним водним ціанідним розчином концентрацією 0.05% (ваговий). Фотоелектрохімічний лабораторний реактор, продуктивністю 7 л/год, є двокамерною конструкцією, в центральній частині якої по вертикалі (для змішування електролізних газів) розміщені катод і анод, а барботаж повітрям реалізується в периферійних частинах камери. При цьому масообмін здійснюється через перфоровані стінки внутрішньої камери. Після підготовчого електролізу на верхню камеру встановлюється лампа УФ-випромінювання, при включенні якої підготовленої водно-газової суспензії реалізуються процеси фотоелектрохімічного синтезу високоактивних окислювачів. З-я, контрольна навішування проби рудної маси, відібраної з торця-2 (з вищим вмістом золота) не оброблялася попередньо активним окислюючим розчином, лише звичайним водним ціанідним з його концентрацією рівною 0.05% (ваговий), тобто. з тією ж, що і в експериментальних навішуваннях, при цьому Т:Ж (1:1) і часу обробки (протягом 20 годин). Барботаж всім наважок здійснювався повітрям через диспергатори, розміщені у хибному днищі лабораторних кювет. За даними аналізів продуктивних розчинів, вміст золота після активаційної окисної підготовки в експериментальних розчинах виявилося в 2.5 рази вище, ніж у контрольному (0.5, 0.5 мг/л з експериментальних наважок проб 1 і 2 проти 0.2 мг/л з контрольної навішування проби 3) . Різниця у вмісті срібла, що є в даному випадку контрольним маркером, у них було ще вищим (0.5, 0.8, проти 0.1 мг/л відповідно). Після цього навішування проб з торцевих частин відпрацьованого штабеля КВ були передані в лабораторію СЖС на додроблення. В експериментах, проведених за аналогічною, наведеною вище активаційною схемою кюветного вилуговування, з тим же, але додробленим до - 5 мм матеріалом обох наважок проб відпрацьованого штабеля КВ, при тих же тимчасових та концентраційних параметрах, вміст золота в розчині, отриманому після вилуговування з навішування проби рудної маси відпрацьованого штабеля КВ-(торець-1) за активаційною схемою досягло 1 мг/л і 0.8 мг/л з наважки проби рудної маси відпрацьованого штабеля торець -2 (при контрольному значенні 0.5 мг/л).
У розчинах, пропущений через сорбційну колонку з активованим вугіллям, вміст золота було знижено відповідно до 0.1, 0.3, 0.2 мг/л відповідно, що доводить відсутність негативних впливів процесу активації на сорбцію золота з продуктивного розчину. Розчин після сорбції у два цикли повертався у кювети.
Розрахункове середнє вилучення золота в рідку фазу, при довилуговуванні золота з рудної маси обох проб відпрацьованих штабелів, за наведеними даними аналізів продуктивних розчинів, отриманих при використанні активаційної схеми, склало близько 80%. Аналіз твердої фази експериментальних і контрольної навішування не дозволив визначити вилучення золота з навішування рудної маси, відібраної з торця-1 відпрацьованого штабеля КВ, оскільки його вміст у матеріалі після активаційного вилуговування виявилося рівним 0.83 г/т, тобто. залишилося лише на рівні вихідного значення. При цьому за даними аналізів рідкої фази та золи вугілля після сорбції, вилучення золота в розчин і на сорбент вище, ніж за відповідними продуктами наважок проби з 2-го торця штабеля. Отже, вхідний аналіз для даної рудної маси не дозволяє за стандартного підходу виявити в ній всі форми дисперсного золота. . Зміст золота в наважках рудної маси, відібраної з 2-го торця штабеля після вилуговування - 0.45 г/т. Таким чином, підтверджено відносно високий рівень додобування золота. . Другий експеримент із циклічного довилужування з наважок проби рудної маси, відібраної з відпрацьованого штабеля КВ, був здійснений з тривалим (протягом 2-х місяців – з лютого по квітень 2014 р.) їх витримуванням після першої стадії довилужування, тобто. після довилуговування та відмивання від ціанідів в активному окислювальному розчині на відкритому повітрі (поза лабораторним приміщенням). Кріогенний фактор, поряд з окислювальною дією активного розчину, дозволив витягти з проби КВ-2 ще 0.6 мг з 1 кг шихти, у той час як з контрольної навішування-дублікату при обробці водою з подальшим ціануванням вилучено 0.2 мг з кг. Важливо також, що при аналогічному експерименті з довилуговуванням з бідної руди Амазарканського родовища (тобто після лабораторного активного кюветного вилуговування) отримано довитяг золота за експериментальною схемою 0.44 мг/кг, а з контрольної проби - тільки 0.1.
Таким чином, при підтвердженні щодо високих вмістів золота в штабелях (картах) вилуженої руди порядку 0.65-1.2г/т (середнє 0.93 г/т), навіть за її додроблення та переукладання, вторинна переробка за пропонованою активаційною технологією КВ може бути економічно доцільною.
Експерименти з вилуговування золота з наважок проб руди проводилися в такому порядку. Середня проба руди з приймального бункера ДСК-1 загальною вагою 12 кг була віддана на дроблення до класу – 10 мм в лабораторію SGS-схід лімітед (м.Чита), після якого рудний матеріал був розсичений і зважений (за фракціями). Як зазначалося вище, вхідний аналіз показав низькі змісти за відібраними з навалу пробами всіх типів Амазарканських руд (0.5-0.65 г/т). Пофракційний пробірно-атомноабсорбційний аналіз розсиченого матеріалу підтвердив низький середній вміст золота – середнє 0.53 г/т. При цьому у дрібній фракції (-5 мм), вихід якої становив 1.4%, відзначається концентрація сульфідно-кварцових агрегатів і, відповідно, золота (0.93 г/т), при тому, що у фракції +5-10 вміст золота склало 0.48 г т (Вихід 72.3%), а у фракції +10 мм-0.57 г/т.
(Закінчення у наступному номері)
За своєю сутністю процес купного вилуговування близький до процесу вилуговування просочуванням. Він полягає в тому, що руда, укладена у вигляді штабеля (купи) на спеціальному водонепроникному підставі (майданчику) зрошується зверху ціаністим розчином. При повільному просочуванні розчину через шар руди відбувається вилуговування золота та срібла. Розчин, що стікає знизу, йде на осадження благородних металів.
Як і вилуговування просочуванням, купне вилуговування придатне для переробки пористих проникних для ціаністого розчину руд, а також таких руд, в яких сконцентровано, в основному, на внутрішній поверхні тріщин і тому доступно дії ціаністого розчину. у руді має бути досить дрібне.
Зазвичай купного вилуговування піддають руду після дроблення до крупності 5-20 мм. Однак іноді вилуговують і подрібнену руду з розміром шматків до 100 мм і більше. Присутність глинистих речовин знижує проникність купи, уповільнює вилуговування та зменшує вилучення золота. У таких випадках рекомендується попередньо обкомкувати руду з невеликою добавкою цементу, ціаніду та лугу.
Куплене вилуговування проводять на відкритому повітрі на спеціально підготовлених майданчиках. Для надання майданчику водонепроникних властивостей покривають шаром бетону, асфальту або утрамбованої глини.
Іноді для цієї мети використовують плівки із синтетичнихматеріалів. Щоб полегшити стік розчинів, майданчику зазвичай надають невеликий ухил (2-4 °).
На підготовленому майданчику проводять відсипання купи. Ця операція – найбільш відповідальна частина всієї технології. Відсипання слід виконувати таким чином, щоб руда в купі лежала однорідною (без каналів), пухкою та проникною для ціаністих розчинів масою. Зазвичай відсипку ведуть фронтальними навантажувачами чи бульдозерами. Найбільш поширена форма купи – чотирикутна усічена піраміда. Висота куп міняється від 3 до 10-15 м, а місткість по руді може досягати 100-200 тис. т.
Купи зрошують ціаністим розчином за допомогою спеціальних розбризкуючих пристроїв (форсунок), встановлених над ними. Швидкість подачі розчину залежить від характеру руди і може змінюватися в широких межах – від 0,15 до 3 м.³ розчину на 1 м ² поверхні купи на добу. Концентрація ціаністого розчину 0,05 – 0,1 % NaCN, рН 10-11. Як захисний луг іноді застосовують їдкий натр, так як вапно викликає часте забивання розбризкувачів.
Золотовмісний розчин, що випливає з основи купи, стікає в облицьовані пластиком дренажні канавки, прокладені поруч з купою вздовж її довгих сторін, і по них відводиться в ставок-збірник. Осаду благородних металів зазвичай здійснюють, сорбуючи їх активним вугіллям. Знеособлений розчин підкріплюють по ціаніду та лугу та повертають на вилуговування.
Після закінчення купного вилуговування золота купу зрошують водою для відмивання розчиненого золота, і після дренування промивного розчину вилужену руду транспортують у відвал. Тривалість всього циклу обробки, включаючи відсипання купи, зрошення ціаністим розчином, промивання водою, дренування промивного розчину та розвантаження становить у середньому 30-90 діб. Вилучення золота і срібла зазвичай вбирається у 50-70 %.
Процес кучного вилуговування відрізняється простотою технології, дуже низькими капітальними та експлуатаційними витратами. Водночас вилучення золота та срібла цим методом невисоке. З урахуванням цих факторів кучне вилуговування застосовують для переробки бідної сировини, що містить 1-2 г/т золота, - позабалансових руд, розкривних порід, старих відвалів золотовидобувних підприємств тощо. великих за запасами родовищ, котрим недоцільно будівництво золотовидобних фабрик.
З початку 70-х років установки для купного вилуговування набули широкого поширення за кордоном і особливо в США. Це зумовлено тим, що у зв'язку з підвищенням цін на експлуатацію стали залучати бідну сировину і невеликі за запасами родовища, для яких купне вилуговування золота — найбільш рентабельний спосіб переробки.
Ви читаєте стаття на тему купне вилуговування золота
1) вапняний алеврит із субмікронними частинками золота та домішками піриту, галеніту, кіноварі, стибніту;
2) окремі алевролити з мікронними частинками золота, часто пов'язаними з залишковими оксидами заліза;
3) піщана та доломітова руда, що містить золото в міжзерновому просторі;
4) жильна кварцова руда;
5) вивержені гірські породи з невеликими кварцовими жилами із вільним золотом.
Ціанідне вилуговування
Ціанідне вилуговування на сьогоднішній день є основним способом вилучення золота з руд, як у традиційній технології, так і при геотехнологічному видобутку. Як реагент використовуються солі ціанової кислоти - ціаніди натрію або калію концентрацією 0.02-0.3%. Розчинення золота відбувається за реакцією 2Au + 4KCN + 0/2O 2 + Н 2 O = 2KAu(CN) 2 + 2КОН, з якої випливає необхідність введення в процес окислювача – добавок у робочий розчин перекису водню, гіпохлоритів калію, натрію та ін. ціанистих розчинах має бути забезпечене, крім того, створення так званого захисного лугу, що зменшує розкладання ціанистих солей. У підземному або купному вилуговуванні для запобігання кольматаційних явищ краще використання їдких лугів (КОН або NaOH), що не призводять до збільшення в розчині вмісту кальцію.
Процес ціанування золотовмісних руд та концентратів використовується і в традиційній технології і, відповідно, різнобічно вивчений. Зокрема, встановлено, що швидкість розчинення золота може контролюватись або концентрацією NaCN, або кисню; інтенсивне пасивування золота має місце у присутності солей свинцю; при малих концентраціях (5-25 мг/л) срібло, свинець та ртуть прискорюють розчинення золота; у присутності сульфосолів миш'яку швидкість розчинення золота різко пригнічується.
Інтенсифікація ціанування може бути досягнута за рахунок попереднього введення вапна та цементу для гранулювання матеріалу; використання концентрованих ціаністих розчинів, ціаніду кальцію, який дешевший за NaCN, комбінованих реагентів (особливо для телуристих та золотосрібних руд); введення в розчин деяких добавок (солей талію, марганцю, високомолекулярних спиртів тощо).
Тривалість вилуговування коливається від 7 до 30 діб для подрібненої руди (великістю менше 20 мм) і до декількох місяців для вибуху.
При всіх перевагах ціаністого процесу отримання золота з руд у нього є і істотний недолік - дуже висока токсичність ціаністих солей. Досі не вирішено проблему знешкодження стоків, тому вже давно ведеться пошук альтернативних реагентів для гідрометалургійної (у тому числі і геотехнологічної) переробки сировини, що містить золото.
Тіомочевинне (тіокарбамідне) вилуговування
Можливим замінником ціаністих розчинників золота є кислі розчини тіомочевини. Вперше пропозиції щодо використання тіокарбамідного вилуговування для вилучення золота із сурм'янистих руд були висловлені на початку сорокових років XX століття. Дослідження як у нас у країні, так і за кордоном показали наступні переваги тіомочевинного розчинення, порівняно з ціануванням: швидкість процесу вище приблизно в 10 разів, він менш схильний до впливу з боку іонів-домішок, менша питома витрата і корозійна активність реагенту. Разом з тим вказувалися і негативні моменти: тіомочевина дорожча за NaCN на 25%, в окисних умовах вона розкладається, є складності при вилученні золота з тіомочевинних розчинів активованим вугіллям.
Тіомочевинна технологія перспективна для переробки глинистих вуглецевмісних золотоносних руд, а також миш'якмістких. У ціаністому процесі серйозні труднощі викликає наявність міді, при тіомочевінному розчиненні це ускладнення частково знімається внаслідок значно меншої швидкості її розкладання, розчиняється золото в кислих розчинах у присутності окислювача. Встановлено, що найкращим із досліджених реагентів є розчин тіомочевини з добавками сірчаної кислоти та тривалентного заліза. При цьому окиснювально-відновний потенціал не може бути нижчим за 125–130 мВ (через осадження золота) та вище 160–165 мВ (через окислення вільної тіомочевини). Стабілізація його під час процесу певному рівні може здійснюватися, наприклад, добавками сірчистого газу. Експерименти показали, що у разі тиомочевинного вилуговування золото витягуєшся з більшою повнотою, ніж ціануванням: 90 – 97% проти 81–92%. Показано можливість використання розчинів тіомочевини в замкнутому циклі з концентрацією заліза не вище 10-12 г/л.
В результаті промислових випробувань встановлено: тіомочевинне вилуговування золота можливе, причому вилучення його дорівнює або вище, ніж при плануванні; у разі тонкої вкрапленості золота таке вилуговування не має кінетичних переваг перед ціануванням; тіомочевинна технологія може виявитися рентабельною навіть з низьким вилученням (60%) вилуговування вуглецевмісних руд, які неможливо переробляти іншими способами, вона може бути використана для переробки низькосортних золотовмісних відвалів.
У промисловому масштабі тіосечовина застосовується лише на підприємствах з дуже багатим концентратом, що виправдовує витрати на реагент. У Росії її в результаті випробувань на дослідних установках виявлено недоліки способу: тривалість операції закислення, висока витрата кислоти, збагачення продуктивних розчинів елементами-домішками та інших.
Експлуатаційні витрати при тіокарбамідному вилуговуванні в цілому приблизно на 25% менше, ніж для ціанування за рахунок суттєво (більш ніж утричі) менших витрат на знешкодження промислових стоків.
Тіосульфатне та аміачно-тіосульфатне
вилуговування
Процеси тіосульфатного та аміачно-тіосульфатного вилуговування золота протікають за наступними реакціями:
4Au + O 2 + 8S 2 O 3 2- + 4H + → 4Au(S 2 O 3) 2 3- + H 2 O,
Au + 5S 2 O 3 2- + Cu(NH 3) 4 2+ → Au(S 2 O 3) 2 3- + 4NH 3 + Cu(S 2 O 3) 3 5-
Тіосульфатний комплекс золота, що утворюється, дуже міцний (константа дисоціації дорівнює 10 -26).
Наявність розчинної міді та сульфідів може уповільнити процес аміачно-тіосульфатного розчинення золота, якщо не вжити спеціальних заходів. Зокрема, його рекомендується проводити в слабоокислювальному середовищі.
Аміачно-тіосульфатне вилуговування застосовується до завзятих для ціаністого процесу руд: марганцевих і медистих. Оптимальні умови зберігаються підтримкою у розчині рН на рівні 7-8 од. Це забезпечує стійкість тіосульфат-іонів. Встановлено, що з відсутності вилучення золота різко падає, ще, підвищення швидкості реакції рекомендується вводити у систему елементарну сірку. Випробування, проведені з рудами ряду родовищ США та Мексики, показали, що вилуговування реагентом, що складається із суміші тіосульфату та сульфіту амонію, забезпечує вилучення золота в межах 50 – 96%. Аміачними тіосульфатними розчинами можна видобувати золото та срібло з хвостів окисного вилуговування у присутності міді.
Окислювальне вилуговування
мінеральними кислотами та солями
Цей спосіб застосовується для видобутку срібла і меншою мірою золота. Є патент на селективне солянокисле вилуговування золота, срібла, свинцю, сурми та вісмуту з арсенатів. Процес проводять при рН = 1 та з наявністю в розчині заліза (2–4 г/л).
Для переробки матеріалів, що містять шляхетні метали, розглянуто можливість використання гідрохлорування, що має деякі переваги, порівняно з ціаністим процесом: велика концентрація окислювача (молекулярний хлор) у розчині зумовлює високу швидкість процесу; можливість отримання солянокислих розчинів, з яких зручно виділяти золото електролізом, переробки ряду завзятих для ціанування золотовмісних матеріалів, у тому числі вуглистих, медистих, миш'яковистих та інших, а також поділу золота та срібла при їхньому осадженні з солянокислих розчинів.
Екологічно чистий спосіб вилучення шляхетних металів з руд, у тому числі карбонатних, включає їх обробку водним розчином, що містить хлоридні та гіпохлоридні іони, відновлення металів цементацією, регенерацію іонів гіпохлориту електрохімічним способом та повторне використання вилуговують розчину. Гіпохлорування застосовується для попередньої обробки вуглецевмісних золотих руд перед ціануванням, щоб витягти золото зі шлаку, збагаченого сурмою.
У дослідно-промислових масштабах досліджено вилучення золота та срібла з анодних шламів електролізу міді із застосуванням суміші концентрованих кислот: 1 об'єм азотної та 3 – соляної.
Крім того, теоретично та експериментально проробляються варіанти вилуговування золота йодидними, тіоціанатними розчинами, а також розчином міді хлориду.
Останнім часом у США ведуться дослідження з сорбційного вилучення золота з пульпи за допомогою активного вугілля, що має магнітні властивості. Цей спосіб дозволяє селективно видобувати золото в присутності таких домішок як As, Sb та ін. Зважаючи на те, що більшість руд містить магнетит у кількості 0.2-3%, необхідна попередня магнітна сепарація руди.
Багато перерахованих методів хімічного вилучення золота використовуються тільки для чанового вилуговування, оскільки вимагають проведення деяких додаткових операцій.
Бактеріальне вилуговування
Істотна інтенсифікація процесу вилуговування досягається у присутності бактерій. Наприклад, тіонові бактерії Thiobacillus ferrooxidans можуть застосовуватися для вилуговування міді, нікелю, цинку, миш'яку, кадмію, золота та інших металів. У Росії її і Канаді розробляються технології бактеріального вилуговування миш'яку і розтин тонковкрапленного золота з наполегливих золотовмісних концентратів перед їх ціануванням. Це дозволяє виключити дорогий процес випалу, що забруднює атмосферу отруйними сполуками миш'яку.
Завзяті руди характеризуються тонкокрапленим (субмікроскопічним) золотом, що важко розкривається, присутністю мінералів сурми, міді, миш'яку, двовалентного заліза, а також сульфідів і вуглистих сланців. Вони не переробляються традиційним ціануванням. Для пірротинових, медистих і сурм'янистих руд рекомендуються добавки PbO 2 або Pb(NO 3) 2 інтенсивна аерація і порівняно низька концентрація вилуговують розчину NaCN; для вуглистих руд – багатостадійні схеми ціанування із швидким відділенням продуктивних розчинів від твердої частини пульпи; для сульфідних і миш'яковистих руд – окисний випал, внаслідок якого щільні зерна сульфідів переводять у пористий гематит.
2FeS 2 + 5/2O 2 = Fe 2 O 3 + 4SO 2 ,
2FeAsS + 5O 2 = Fe 2 O 3 + As 2 O 3 + 2SO 2 .
Бактеріальне вилуговування дозволяє вирішити проблему переробки важкозбагачуваних руд.
Проводиться пошук нових видів мікроорганізмів, які здатні функціонувати не тільки в кислому, але і в нейтральному та в лужному середовищах. Як показали досліди, проведені в СРСР та в Індії, спеціальне внесення бактерій у рудну масу необов'язкове. Шляхом адаптації з використанням різних мутагенних факторів можна отримати культуру з властивостями, необхідні її промислового застосування.
Піонерами досліджень з бактеріального вилуговування золота були інститут Пастера (Франція) та університет м. Дакар (Сенегал). Інформація про ці роботи з'явилася у пресі у 60-х роках XX століття.
Бактеріальні методи отримання золота з руд базуються на результатах вивчення мікрофлори великих золоторудних родовищ, що дозволили виділити культури домінуючих видів бактерій і грибів. Встановлено, що підвищену активність у процесі розчинення золота мають представники пологів Bacillus, Bacterium, Chromobacterium, а також отримані на основі індукованого мутагенезу штами бактерій Bac. mesentericus niger 12 та 129.
Мікроскопічні гриби, на відміну бактерій, здатні акумулювати золото з розчинів. Найбільш ефективні представники пологів Aspergillus niger та Aspergillus oryzae.
У процесах бактеріального вилуговування золота визначальна роль належить продуктам мікробного синтезу: амінокислотам, пептидам, білкам та нуклеїновим кислотам. Вуглеводи у розчиненні золота участі не беруть. Експериментально встановлено, що в кислому середовищі білки беруть в облогу золото, а в лужному – розчиняють. Солерастворимые білки мікробного синтезу значно краще діють на золото, ніж глобулін тваринного походження. Реакційна здатність пептидів залежить від їхньої молекулярної ваги: чим він менший, тим вище розчинність золота.
В результаті досліджень факторів, що регулюють вилуговування золота продуктами метаболізму гетеротрофних мікроорганізмів, визначено, що початковою стадією процесу є біосинтез золоторозчинних сполук, який рекомендується проводити протягом 2–3 діб при рН середовища 5.5–6.5, температурі 30–35˚С та завантаженні 4-х добовий посівний матеріал у кількості 4–5%. Основний процес вилуговування золота слід проводити при рН 9-10 у присутності окислювача металу.
Досліджено механізм та кінетика розчинення золота у водно-лужних сумішах малоно-нітрилу. Показано, що найбільша ефективність його проявляється в області рН 10 - 11, концентрація золота може досягати 65-70 мг/л, але вже при рН > 11.5 розчинність золота різко падає, а в кислому середовищі вона практично не відбувається.
Розкладання золота істотно зростає при використанні модифікованих гумінових кислот, отриманих шляхом нітрування та сульфування природних гуматів, а концентрація досягає 48-50 мг/л, що у 15-16 разів вище, ніж із природними гуміновими кислотами.
Для купного вилуговування золота амінокислотами мікроорганізмів змонтовано установку та проведено випробування на піщаній руді (0.75 г/т Au) крупністю –300+0 мм. Найбільшої величини концентрація золота в продуктивних розчинах досягла перші 5–6 діб. При середньої швидкостіфільтрації 12–15 л/т * добу за 12 діб було вилучено 46.7% золота та витрачено 0.6 кг амінокислот, 0.4 кг перманганату калію та 4 кг гідроксиду натрію на тонну руди.
Однією з найактивніших по відношенню до золота групою бактерій є різновид, що відноситься до виду Aeromonas. І. Парес, який вивчав бактеріальне вилуговування золота, дійшов таких висновків: найбільш сильною розчинною здатністю володіють бактерії, відібрані на самих золотоносних родовищах; розчинення Au здійснюється в кілька етапів (прихована фаза, фаза наростання інтенсивності вилуговування та стабільна фаза), приблизно через 12 місяців інтенсивність вилуговування різко знижується; бактерії, що активно діють на золото, руйнуються звичайними мікроорганізмами, що живуть у повітрі; на розчинення золота серед інших чинників великий вплив надає склад живильного середовища.
В Іркутському державному інституті рідкісних металів проводилися експерименти з бактеріального вилуговування золота з руд різних родовищ. Вивчено склад рудничних вод та порід з метою отримання культур, здатних інтенсифікувати процес вилуговування золота. Встановлено такі мікроорганізми: Bacillus, Bacterium, Chromobacterium, Pseudomonas, Micrococcus, Sarcina, Thiobacillus. Показано, що у присутності продуктів метаболізму бактерій вилуговування протікає швидше (у 2-4 рази). Розкладання золота значно зростає з наявністю окислювача та при використанні нових мутантів, отриманих внаслідок впливу на бактерії ультрафіолетового випромінювання у комбінації з хімічним мутагеном – етиленіміном: 1.5–2 проти 0.4 мг/л без мутантів. Ще більша розчинність золота можна досягти шляхом руйнування клітинних оболонок різними реагентами (до 10–18 мг/л).
Вторинні іонообмінні явища у процесах
вилуговування золота
Вилужування золота різними розчинниками супроводжується деякими побічними явищами, що знижують вилучення металу або погіршують кінетичні показники. Це питання поки що недостатньо вивчене. Істотну роль процесах, які у системах типу «вода-порода», грають поверхневі явища – сорбція, іонний обмін тощо. Відомо, що золото має здатність досить активно сорбуватися різними мінералами, особливо сульфідними та глинистими. Відповідно, мінеральний склад золотовмісних порід має бути оцінений і з цих позицій.
Умови, що сприяють і що перешкоджають сорбції золота різними мінералами, вивчалися, наприклад, у роботі , у якій зроблено, такі висновки: зниження вилучення золота з допомогою сорбції можна зменшити, проводячи вилуговування більш жорстких умовах; обмеженість використання розчинників, альтернативних ціанідам, але які утворюють менш міцні комплекси із золотом, ніж ціаніди, пов'язана з конкуренцією процесів вилуговування та сорбції; за наявності в руді сорбційно-активних глинистих мінералів недоцільно прагнути надмірного підвищення концентрації золота в розчині, оскільки це призведе до зростання його втрат за рахунок сорбції.
Методи вилучення золота з розчинів
та стічних вод
Прогрес у гідрометалургії шляхетних металів значною мірою пов'язаний із удосконаленням методів їх вилучення з промислових розчинів та стічних вод. Ефективність осадження їх із різних середовищ залежить від наявності широкого асортименту випробуваних у виробничих умовах методів. У зв'язку з цим у багатьох країнах, зокрема й у Росії, розробці цих питань приділяється багато уваги.
Стандартний (традиційний) метод осадження золота із розчинів – цементація металевим цинком. У присутності миш'яку Au беруть в облогу методом сорбції на вугіллі. У нашій країні промислово освоєно метод сорбційного ціанування, який спричинив за собою розробку принципово нових методів вилучення золота та срібла з тіомочевінних розчинів. Росії належить пріоритет у розвитку методів вилучення шляхетних металів з допомогою вуглеграфітових електродів.
Сорбція благородних металів активним вугіллям
У світі встановилася тенденція широкого використання активного вугілля як осадників металів. В даний час практичну значимість має тільки сорбція з ціаністих розчинів, цьому надається перевагу. За кордоном іонообмінні смоли не отримали промислового застосування як осадників благородних металів з ціаністих пульп, це пов'язано з кращими сорбційними та кінетичними властивостями активного вугілля та їх вищою селективністю по відношенню до золотоціаністого комплексу, а такі ж їх низькою вартістю2 нижче ціни іонообмінних смол).
Розрізняють два види активного вугілля: пилоподібне (-0.1 мм) і гранульоване (0.2 мм). Сорбція золота активним вугіллям супроводжується окисно-відновними процесами. Діціаноаурат-іони, що знаходяться в розчині, на поверхні вугілля перетворюються в ціанокарбоніли і потім відновлюються до металевого золота.
Переваги пилоподібного вугілля – у їх низькій вартості, високих кінетичних та ємнісних характеристиках, можливості виключення регенерації. Для того, щоб знизити втрати золота з тонкодисперсними частинками вугілля і швидко відокремити його від розчину декантацією, розроблений спосіб коагуляції вугілля в присутності сірчанокислого алюмінію. Водночас, апаратура для вилучення благородних металів із ціаністих розчинів дисперсним активним вугіллям ще до кінця не розроблена. Використання пилоподібних сорбентів для отримання золота з пульп менш поширене, що обумовлено труднощами відділення сорбенту від пульпи. Вилучення золота в концентрат у цьому випадку становить 88-92%, при цьому останній містить до 60-80% шламу. Відокремити шлам від дисперсного вугілля практично не вдається.
Більш перспективним в даний час є застосування сферичного активного вугілля, яке характеризується добре розвиненою пористою структурою, рівномірною у всьому обсязі гранул. Однак їх втрати за рахунок стирання в 2–2.5 рази вищі, ніж втрати іонообмінних смол. Разом з тим, активне вугілля має значно більшу селективність по відношенню до золота, ніж зазначені смоли. При досягненні насичення вугілля АУ-50 його сорбційна ємність розподіляється між золотом і сріблом у відсотковому співвідношенні 4:1, коефіцієнт селективності дорівнює одиниці, а аніоніту АМ-2Б за аналогічних з вугіллям умовах – 0.19.
Сорбційне осадження золота з ціаністих розчинів активним вугіллям виявилося найбільш оптимальним методом при купчастому вилуговуванні золотовмісних руд низки родовищ США. Технологічні схеми кожному родовищі, природно, мають свої особливості.
Вилучення благородних металів іонообмінними
смолами та екстрагентами
Застосування іонного обміну для вилучення золота з розчинів пов'язані з успіхами у сфері синтезу специфічних іонітів. На ряді збагачувальних фабрик СНД здійснено сорбційну технологію вилучення золота та срібла з ціаністих пульп різного складу за допомогою макропористого аніоніту АМ-2Б. Встановлено, що складний склад рідкої фази пульп погіршує процес: ємність аніоніту золотом може знизитися втричі. Роботи з підвищення вилучення золота зі складних ціанистих пульп, ведуться переважно у двох напрямах: синтез нових селективних сорбентів і розробка ефективних схем їх регенерації.
Для отримання благородних металів із солянокислих розчинів ефективне застосування смоли хелатного типу, що має ємність по золоту до 660 г/кг у присутності міді, заліза, нікелю, кобальту, алюмінію, кальцію та інших металів. Дисульфідна смола нейтрального типу селективно витягує золото із хлоридних розчинів складного складу. Перспективні дослідження з розробки волокнистих сорбентів, які значно дешевші за іоніти, мають хороші кінетичні та ємнісні характеристики. Розроблено сорбцію золота з тіомочевинних розчинів електрообмінними волокнами на основі полівінілового спирту. Витрати електрообмінного волокна – 0,22 г на 1 г золота. Золото витягується з розчину повністю, після спалювання волокна утворюється зола, що містить до 48% золота. Російські розробники отримали й інші технологічні рішення з цієї проблеми.
Успішне використання іонітів в обороті можливе за умови повного відновлення їхньої первісної пористості та властивостей після десорбції. У нашій країні і там є кілька схем регенерації аніонітів. Найбільш поширеною є технологія, розроблена російськими дослідниками у 70-х роках XX століття. Схема прийнятна для відновлення гелеподібних та пористих аніонітів різної основності та селективності (АМ, АМ-2Б, АП-2 та ін.) та забезпечує її високу якість. Ефективна безкиснева схема селективної регенерації аніонітів розчинами лугу та роданіду амонію, що дозволяє виключити застосування хлориду, ціаніду натрію, зменшити кількість операцій для промивання, прискорити в 3–4 рази процес відновлення, знизити витрату реагентів. З роданистих розчинів золото може бути обложене електролізом, цинковим або алюмінієвим пилом, активованим вугіллям, двоокисом сірки.
Використання феритизованих сорбентів
Новим технологічним прийомом вилучення шляхетних металів із пульп є використання феритизированних сорбентів у магнітному полі. Переваги цього способу - можливість проведення сорбції на великих швидкостях та простота відокремлення сорбентів від промислових розчинів. Наприклад, швидкість потоку розчину може бути збільшена в 15-17 разів. Багато питань практичного застосування дисперсних феритизованих сорбентів ще вирішені, проте перспективність методу визначає актуальність досліджень у цьому напрямі.
Електролітичне вилучення золота з розчинів
Електроліз в апаратах з проточними об'ємно-пористими катодами – один із найбільш економічних способів вилучення золота з розчинів. Ця технологія базується на дослідженнях, виконаних в Інституті хімії твердого тіла та механохімії СО РАН. Переваги методу в тому, що метал виходить у досить концентрованому та чистому вигляді, не потрібно використання реагентів, спрощується вирішення проблеми обігу розчинів та автоматизація виробництва. Застосування катодів з високорозвиненою поверхнею порівняно з плоскими катодами дозволило інтенсифікувати процес у 15–20 разів. Електролітично золото може витягуватися з тіомочевінних, ціаністих, гіпохлоридних розчинів. Однак багато аспектів цього методу вимагають подальшого дослідження.
Необхідно згадати ще один спосіб осадження золота з кислих хлоридних розчинів цвілевим грибом Aspergillus oryzae ВКМ-56 та Aspergillus niger, розроблений в Іркутському державному інституті рідкісних металів. При завантаженні гриба в кількості 40 г/л за 4 доби осаджується 100% золота, 96% срібла, 84% платини та 92% паладію із солянокислих розчинів. Промислові випробування показали прийнятність цього для бідних розчинів золота (до 0.1 мг/л).
Існують і інші технологічні рішення щодо вилучення золота з розчинів, однак, вони вимагають спеціальної апаратури, можуть бути здійснені тільки в заводських умовах і тому не можуть бути використані при геотехнологічному видобутку золота.
.
