Способ кучного выщелачивания дисперсного золота из упорных руд

Изобретение относится к способу кучного выщелачивания дисперсного золота из упорных руд. Способ характеризуется тем, что перед укладкой руды в штабели проводят дробление и разделение на подрешеточный и надрешеточный продукты руды. Подрешеточный продукт агломерируют с использованием раствора, содержащего окислители для ассоциирующих с золотом минералообразующих элементов. Укладку руды в штабели осуществляют слоями, при этом нижний слой отсыпают из надрешеточных продуктов и орошают его раствором, содержащим окислители для ассоциирующих с золотом минералообразующих элементов. Затем на нижний слой отсыпают агломерированные подрешеточные продукты для формирования верхнего слоя штабеля. После выдержки осуществляют орошение всего штабеля сначала низкоконцентрированным раствором, содержащим окислители для ассоциирующих с золотом минералообразующих элементов, или водой. Затем верхний слой штабеля пропитывают концентрированным раствором, содержащим окислители и комплексообразователи для золота, выдерживают вторую паузу, а затем осуществляют орошение всего штабеля низкоконцентрированным раствором, содержащим окислители и комплексообразователи для золота, или водой. Техническим результатом является повышение извлечения дисперсного золота и сокращение расхода комплексообразователя при выщелачивании. 1 пр.

 

Изобретение относится к гидрометаллургии благородных металлов, а именно к гидрометаллургической переработке золотосодержащих руд и техногенного минерального сырья, и предназначено для извлечения из них золота.

Известен способ кучного выщелачивания золота из руд, согласно которому руда подвергается дроблению, после которого укладывается в штабели и орошается раствором цианидов щелочных металлов. (Дементьев В.Е. и др. Кучное выщелачивание золота и серебра. Иргиредмет, 2001).

Недостатком данного способа является невысокая эффективность из-за невозможности извлечения дисперсного золота, составляющего основную долю запасов месторождений упорных руд и техногенных образований, что связано с недостаточным доступом комплексообразователей к частицам наноразмерного золота, заключенным в кристаллических решетках минералов-носителей.

Наиболее близким к заявляемому является способ кучного выщелачивания руд, содержащих тонкодисперсное золото, включающий орошение горно-рудной массы растворами цианистого калия, которые подают на штабели руды в количестве, не превышающем внутрипоровый объем горнорудной массы, проводят их выдержку и затем ведут выщелачивание золота бесцианидным раствором едкого кали или едкого натра (см. патент РФ №2009234, МПК C22B 11/08, опуб. 15.03.1994).

Недостатком данного способа является невысокая эффективность вследствие высокого расхода цианида натрия и недостаточно высокого извлечения дисперсного золота, в результате соответственно взаимодействия его на стадии выстаивания (диффузионного выщелачивания), с ассоциирующими с золотом минералообразующими элементами и частичного перехода в роданиды, а также недостаточной структурной трансформации минеральных матриц, содержащих дисперсное золото.

Техническим результатом предлагаемого изобретения является повышение эффективности способа переработки техногенного минерального сырья за счет сокращения расхода комплексообразователя и повышения извлечения дисперсного золота.

Указанный технический результат достигается тем, что способ кучного выщелачивания дисперсного золота из упорных руд, включающий укладку в штабели и стадийное орошение штабеля различными по составу растворами, отличается тем, что перед укладкой руды в штабели, производят дробление и грохочение сырья с разделением на подрешеточный и надрешеточный продукты дробления, подрешеточный продукт дробления агломерируют с использованием раствора, содержащего окислители для ассоциирующих с золотом минералообразующих элементов, укладку минерального сырья в штабели осуществляют слоями: нижний слой отсыпают из надрешеточных (крупнофракционных) классов руды и орошают его раствором, содержащим окислители для ассоциирующих с золотом минералообразующих элементов, после этого на нижний слой производят отсыпку агломерированных подрешеточных продуктов дробления руды, чем формируют верхний слой штабеля, а после выдержки осуществляют орошение всего штабеля первоначально низкоконцентрированным раствором, содержащим окислители для ассоциирующих с золотом минералообразующих элементов или водой, затем верхний слой штабеля пропитывают концентрированным раствором, содержащим окислители и комплексообразователи для золота, выдерживают вторую паузу, а затем осуществляют орошение всего штабеля низкоконцентрированным раствором, содержащим окислители и комплексообразователи для золота или водой.

Отличительными признаками предлагаемого способа является то, что перед укладкой руды в штабели, производят дробление и грохочение сырья с разделением на подрешеточный и надрешеточный продукты дробления, подрешеточный продукт дробления агломерируют с использованием раствора, содержащего окислители для ассоциирующих с золотом минералообразующих элементов, укладку минерального сырья в штабели осуществляют слоями: нижний слой отсыпают из надрешеточных (крупнофракционных) классов руды и орошают его раствором, содержащим окислители для ассоциирующих с золотом минералообразующих элементов, после этого на нижний слой производят отсыпку агломерированных подрешеточных продуктов дробления руды, чем формируют верхний слой штабеля, а после выдержки осуществляют орошение всего штабеля первоначально низкоконцентрированным раствором, содержащим окислители для ассоциирующих с золотом минералообразующих элементов или водой, а затем верхний слой штабеля пропитывают концентрированным раствором, содержащим окислители и комплексообразователи для золота, выдерживают вторую паузу, а затем осуществляют орошение всего штабеля низкоконцентрированным раствором, содержащим окислители и комплексообразователи для золота или водой.

Раствор, содержащий окислители для ассоциирующих с золотом минералообразующих элементов и активный раствор, содержащий окислители для золота (перед вводом в него комплексообразователей для золота), готовят путем барботажа воздухом и последующего электролиза, и/или фотолиза (облучения УФ-светом в диапазоне 180-300 нанометров) водно-газовой суспензии, полученной в процессе электролиза исходного раствора реагентов, продуцирующих при обработке группу пероксидов водорода, включая гидроксил-радикал и/или хлорноватистую кислоту. Полученный раствор, содержащий окислители для ассоциирующих с золотом минералообразующих элементов, используют для агломерационной подготовки мелкой фракции руды к выщелачиванию и при начальном орошении им штабелей. Активный раствор, содержащий окислители для золота, используют для подготовки собственно выщелачивающего раствора (посредством ввода в него комплексообразователей для золота), который, в свою очередь, используют на втором этапе для собственно выщелачивания золота.

Способ осуществляется следующим образом.

В фотоэлектрохимических реакторах готовят активный окисляющий раствор и выщелачивающий раствор путем барботажа воздухом и последующего электролиза раствора исходного реагента, на завершающей стадии которого полученную водно-газовую суспензию облучают УФ-светом в диапазоне 180-300 нанометров, причем в выщелачивающий раствор затем вводят комплексобразователь, либо вещество, образующее его при взаимодействии с продуктами фотоэлектрохимического синтеза. При электролизе раствора ряда легко диссоциирующих щелочей, солей и кислот, на аноде выделяются пузырьки кислорода, хлора (или других галогенов), углекислого газа, содержащие также и пары воды. В ходе последующих фотохимических реакций, в объеме выделяемых на аноде пузырьков, возбужденные в результате поглощения квантов УФ-излучения молекулы воды и электролитического газа, например, двухатомарного кислорода, распадаются на активные атомы и радикалы или ионизируются, а продукты распада, взаимодействуя с другими возбужденными молекулами, образуют вторичные активные радикалы, ионы, ион-радикалы или сильные молекулярные окислители:

При коалесценции пузырьков кислорода и водорода (выделяемого на катоде), происходит взаимная диффузия этих газов, что обеспечивает при УФ-облучении такой водно-газовой суспензии увеличение выхода активных соединений кислорода и водорода. Поскольку пузырьки электролитических газов окружены водой, то полученные в результате фотохимических реакций озон, атомарный кислород, гидроксил-радикал и другие активные соединения до рекомбинации диффундируют в пленочную воду, формируя активные гидратные комплексы. Таким образом, фотоэлектрохимический синтез позволяет с высоким выходом получить в растворе H2O2, ОН*, а также при необходимости, используя соответствующие исходные растворимые вещества, и активные соединения с другими элементами, в частности, с серой, углеродом и хлором: S 2 O 3 , S 2 O 8 , S 2 O 2 + , S 2 O 4 + , Cl*, HCl*. HClO*, ClO*.

Гидроксил-радикалы, обладая высоким окислительно-восстановительным потенциалом (2300 мВ), присутствующие в любом из трех типов растворов, обеспечивают возможность окисления ими атомов не только железа и серы, но и дисперсных форм золота и платиноидов, а, следовательно, перевод их в ионную форму и рост диффузионной активности в объеме кристаллической решетки минералов.

При подготовке собственно выщелачивающих растворов, активная водно-газовая суспензия, полученная в фотоэлектрохимическом реакторе за счет формирования в ней ион-радикальных кластеров типа Н+·nH2O·НО*-, обеспечивает ассоциирование цианидных комплексов с образованием сложных кластерных структур, содержащих два и более комплексообразующих аниона CN-, что обуславливает интенсификацию выщелачивания дисперсного золота вследствие не последовательного, а одновременного взаимодействия атома золота с двумя анионами (или радикалами) CN:

Параллельно с приготовлением растворов осуществляют дробление и грохочение руды с последующей агломерацией подрешеточных продуктов дробления. При этом для агломерации используют цемент, окись кальция и полученный в процессе фотоэлектрохимической обработки раствор, содержащий окислители для ассоциирующих с золотом минералообразующих элементов. После этого производят укладку в нижний слой штабеля надрешеточных (крупнофракционных) классов руды, и отсыпку на него верхнего слоя агломерированных подрешеточных продуктов дробления руды. Перед отсыпкой агломерированного материала, слой крупнофракционной минеральной массы орошают окисляющим раствором. Далее осуществляют выдерживание двух слоев минеральной массы с целью окислительной подготовки ее к выщелачиванию в течение 2-5 дней, после чего осуществляют орошение всего штабеля первоначально низкоконцентрированным раствором, содержащим окислители для ассоциирующих с золотом минералообразующих элементов или водой, а затем верхний слой штабеля пропитывают концентрированным раствором, содержащим окислители и комплексообразователи для золота, выдерживают вторую паузу, а затем осуществляют орошение всего штабеля низкоконцентрированным раствором, содержащим окислители и комплексообразователи для золота или водой.

Пример конкретного осуществления способа.

Способ апробировался на рудах месторождения Амазаркан. Пробы руды были представлены как минимум 3-мя генетическими типами: метасоматитами, образованными по лейкократовым гранитоидам (порядка 80% от общего количества), метасоматизированными интрузивными породами диоритового и габбро-диоритового ряда, метасоматизированными гнейсами, сформированными преимущественно по гранодиоритам. Метасоматические изменения проявлены сульфидизацией, турманилизацией, серицитизацией и окварцеванием. В пробах встречены отдельности даек гибридных порфиров с менее выраженной, чем у несущих оруденение пород, сульфидизацией, окварцеванием и серицитизацией. Пробы, отобранные из приемного бункера ДСК-1. имеют средний диаметр кусков руды в диапазоне порядка 30-350 мм. Содержание золота в усредненных пробах руды, по данным пробирно-атомно-абсорбционного анализа, 0.55-0.65 г/т (предположительно, руда не прошла стадию среднего дробления по причине низкого содержания и была оставлена на месте).

Усредненная проба руды из приемного бункера ДСК-1 общим весом 12 кг была отдана на дробление в лабораторию SGS-восток лимитед (г. Чита), после которого рудный материал был расситован и взвешен (по фракциям). Входной анализ подтвердил низкие содержания по пробам всех типов Амазарканских руд (0.5-0.65 г/т). При этом в мелкой фракции (-5 мм), выход которой составил 1.4%, отмечается концентрация сульфидно-кварцевых агрегатов и соответственно золота (0.93 г/т). Дробленая руда была разделена на три навески по 3 кг, которые были помещены в пластиковые колонны. В первой (контрольной) колонне моделировалось стандартное капельное орошение цианидным раствором, во второй - с предварительной обработкой активным раствором фракции 5-10 мм в кювете в течение 5 суток с последующим капельным орошением цианидами, в третьей - с агломерацией фракции -5 мм с использованием окисляющего пероксидно-карбонатного раствора, полученного в фотоэлектрохимическом реакторе, капельным орошением этим окисляющим раствором основной массы навески. После паузы в 5 суток руда в колонне орошалась слабым раствором окислителя, после чего раствор выпускался из колонны. Далее осуществлялось орошение концентрированным пероксидно-цианидным раствором верхней части колонны с агломерированным материалом. Пауза 3 суток и орошение всего материала колонны слабым раствором цианида в течение 7 суток. При этом извлечение золота в жидкую фазу по этой активационной схеме составило 85% за все время эксперимента, по 2-м другим схемам 43% и 57% соответственно.

Способ кучного выщелачивания дисперсного золота из упорных руд, включающий укладку руды в штабели и стадийное орошение его различными по составу растворами, отличающийся тем, что перед укладкой руды в штабели проводят дробление и грохочение руды с разделением на подрешеточный и надрешеточный продукты дробления, подрешеточный продукт дробления руды агломерируют с использованием раствора, содержащего окислители для ассоциирующих с золотом минералообразующих элементов руды, укладку руды в штабели осуществляют слоями, при этом нижний слой отсыпают из надрешеточных крупнофракционных классов руды и орошают его раствором, содержащим окислители для ассоциирующих с золотом минералообразующих элементов руды, затем на нижний слой отсыпают агломерированные подрешеточные продукты дробления руды и формируют верхний слой штабеля, затем проводят первую выдержку и орошают весь штабель низкоконцентрированным раствором, содержащим окислители для ассоциирующих с золотом минералообразующих элементов, или водой, затем верхний слой штабеля пропитывают концентрированным раствором, содержащим окислители и комплексообразователи для золота, и осуществляют вторую выдержку, а затем осуществляют орошение всего штабеля низкоконцентрированным раствором, содержащим окислители и комплексообразователи для золота, или водой.



 

Похожие патенты:
Группа изобретений относится к извлечению дисперсного золота из упорных руд и техногенного минерального сырья. Способ включает агломерацию золотосодержащей минеральной массы исходного сырья путем добавки к ней связующего материала, формирование штабеля, выщелачивание золота подачей в штабель раствора реагента, выщелачивающего золото, сбор рабочих растворов с последующим выделением из него золота.
Изобретение относится к области гидрометаллургии благородных металлов и может быть использовано, в частности, для извлечения благородных металлов при кучном выщелачивании золотосодержащих глинистых руд цианистыми растворами.

Изобретение относится к области металлургии цветных и благородных металлов, в частности к способу извлечения золота из теллуристых руд и концентратов. Исходное сырье обрабатывают раствором, содержащим 1-10 г/л сульфита натрия, 0,1-1 мг/л растворенного кислорода, при рН=10-11.
Изобретение относится к области гидрометаллургии благородных металлов и может быть использовано, в частности, для извлечения золота при кучном выщелачивании упорных золотосодержащих руд цианидными растворами.
Изобретение относится к металлургии цветных и благородных металлов, в частности к извлечению золота из концентратов. Способ включает стадийное цианистое выщелачивание золота, на первой из которых измельченный исходный материал при перемешивании выщелачивают оборотным цианистым раствором.
Изобретение относится к области гидрометаллургии благородных металлов. Способ извлечения золота из руд и концентратов включает загрузку в реактор предварительно измельченного исходного сырья и его обработку раствором цианида с циркуляцией пульпы и диспергированием путем подачи сжатого воздуха.

Изобретение относится к способу переработки сульфидных концентратов, содержащих благородные металлы. Способ включает смешивание концентрата с карбонатом натрия, карбонатом кальция, продуктом на основе оксида железа и углеродистым восстановителем.
Изобретение относится к комбинированному способу кучного выщелачивания золота из упорных сульфидных руд. Способ включает сооружение непроницаемого основания, отсыпку штабеля руды, монтаж систем орошения выщелачивающих и сбора продукционных растворов, окисление сульфидной минерализации и последующее цианирование руды.

Изобретение относится к способу переработки золотосодержащих руд с примесями ртути. Способ включает измельчение исходного материала, цианидное выщелачивание с получением продуктивного раствора золота с примесями ртути, введение сульфидсодержащего реагента для осаждения ртути, сорбцию золота на активированный уголь с возвратом оборотного цианидного раствора на выщелачивание, десорбцию золота и электролиз золота из десорбата.

Изобретение относится к области гидрометаллургии благородных металлов и может быть использовано для извлечения золота из хвостов золотоизвлекательных установок, перерабатывающих углистые сорбционно-активные руды и продукты обогащения.

Изобретение относится к области цветной металлургии. Способ извлечения золота включает цианирование руды при измельчении. В мельницу последовательно подают при соотношении твердой фазы к жидкой фазе от 3:2 до 2:1 предварительно дробленную до крупности фракций от 2 мм до 4 мм руду, добавку гидроксида натрия для создания рН среды от 9 до 11 и насыщенные кислородом до концентрации от 15 мг/дм3 до 18 мг/дм3 оборотные воды с содержанием цианида от 0,002 до 0,04% и проводят цианирование руды при измельчении в мельнице до крупности менее 74 мкм. Обеспечивается интенсификация цианирования и повышение извлечения золота. 1 табл., 2 пр.

Изобретение относится к металлургической промышленности, в частности к области гидрометаллургии благородных металлов, и может быть использовано для извлечения золота из упорного сырья. Способ извлечения благородных металлов из упорного сульфидного сырья включает сверхтонкое измельчение, предварительную обработку пульпы при повышенной температуре и сорбционное цианирование. При этом предварительную обработку проводят в две стадии: первую стадию осуществляют в присутствии кислорода при pH 2-3, вторую - в присутствии кислорода и извести при pH 10,5-11,0. При этом концентрат измельчают до крупности 95,0% класса минус 10 мкм и менее. Предварительную обработку проводят таким образом, чтобы степень окисления сульфидов составляла 35-55%. Технический результат заключается в создании условий предварительной подготовки концентрата к цианированию после сверхтонкого измельчения. 1 з.п. ф-лы, 5 табл., 2 пр.

Изобретение относится к извлечению благородных металлов кучным выщелачиванием из руд. Способ включает дробление руды, складирование штабеля руды на гидроизолированное основание, монтирование системы орошения и орошение щелочным раствором цианида натрия штабеля руды. При этом штабель руды орошают щелочным раствором цианида натрия, который предварительно насыщают кислородом воздуха до концентрации от 22 мг/дм3 до 26 мг/дм3 на установке с гидроакустическим излучателем. Штабель руды орошают путем подачи в него посредством системы орошения насыщенного кислородом щелочного раствора цианида натрия под давлением от 2 атм до 4 атм. Кроме того, руду предварительно дробят до фракций крупностью от 5 мм до 15 мм. Техническим результатом является ускорение процесса растворения золота при одновременном повышении извлечения золота и сокращение продолжительности кучного выщелачивания. 1 з.п. ф-лы, 3 табл., 2 пр.

Изобретение относится к отчистке растворов цианирования, полученных при гидрометаллургической переработке концентратов, содержащих благородные и цветные металлы, от цианистых комплексов цветных металлов. Способ включает обработку растворов цианирования гипохлоритом кальция в концентрации от 4,5 до 5 г/л с обеспечением перевода цветных металлов в нерастворимый осадок, а после появления осадка проводят выдержку в течение 2-5 ч с обеспечением поддержания рН раствора от 9,5 до 10,7. Обеспечивается сокращение продолжительности процесса сорбции золота из растворов после цианирования. 2 табл., 1 пр.

Изобретение относится к металлургии благородных металлов и может быть использовано для извлечения благородных металлов из углисто-сульфидных золотосодержащих концентратов, обладающих двойной технологической упорностью: тонкой вкрапленностью золота в сульфидах и сорбционной активностью из-за наличия органического углерода. Способ включает предварительное вскрытие сульфидов. После вскрытия проводят флотационное обогащение по органическому углероду, сульфидной и элементной сере и золоту с направлением флотоконцентрата на пирометаллургическую или пирогидрометаллургическую переработку, а камерного продукта флотации на цианирование. Вскрытие сульфидов в водной среде осуществляют путем бактериального, либо автоклавного, либо кислотно-кислородного вскрытия. Техническим результатом является повышение сквозного извлечения золота из концентратов за счет снижения упорности продукта, поступающего на цианирование. 5 з.п. ф-лы, 7 пр., 1 табл.

Изобретение относится к биогидрометаллургическому вскрытию золота и серебра в отработанных штабелях кучного выщелачивания и может использоваться в горно-обогатительной, горно-химической, металлургической отраслях. Способ включает естественное природное обезвреживание штабеля кучного цианидного выщелачивания, разделение материала по крупности на продуктивную и непродуктивную фракции посредством высокоинтенсивного виброгрохочения с одновременной водной промывкой материала. Продуктивную фракцию направляют на окомкование с цементом и сульфатом двухвалентного железа, переукладку в новый штабель, биовскрытие золота и серебра с использованием раствора бактериального комплекса микроорганизмов Ac. ferrooxidans и Ac. thiooxidans собственного биоценоза, цианирование, контрольную водную промывку штабеля. Техническим результатом является повышение глубины переработки минерального сырья с получением дополнительной товарной продукции. 4 з.п. ф-лы, 1 табл., 2 пр.

Изобретение относится к гидрометаллургии и может быть использовано при выщелачивании металлов из руд, концентратов и хвостов обогащения. Способ может быть использован в процессах переработки сырья благородных металлов, в частности, при цианистом выщелачивании золота и серебра из руд и концентратов. Исходное сырье обрабатывают выщелачивающим раствором, содержащим цианид и окислитель, в качестве которого используют заменители кислорода, например перекись водорода. Окислитель добавляют в количестве, обеспечивающем окислительно-восстановительный потенциал выщелачивающего раствора (-0,3)÷(-0,5) В. Концентрация цианида в выщелачивающем растворе составляет 1-10 г/л. Выщелачивание ведут при температуре 40-60°С. Скорость растворения металлов в результате возрастает в 2-3 раза в сравнении с традиционными режимами. 1 з.п. ф-лы, 3 табл.

Изобретение относится к гидрометаллургии благородных металлов и может быть использовано для извлечения благородных металлов из пирит-пирротинсодержащих золотосульфидных концентратов. Способ включает магнитную сепарацию концентрата, известковую обработку немагнитной фракции и цианирование. При этом пульпу после известковой обработки подвергают фильтрации с промывкой кека на фильтре водой. Фильтрат, содержащий вредные для процесса цианирования серосодержащие примеси, направляют на рудоподготовку или сбрасывают в хвостохранилище. Отмытый кек распульповывают оборотным цианистым раствором и цианируют с последующей фильтрацией. Техническим результатом является снижение расхода NaCN на цианирование немагнитной фракции концентрата. 1 табл., 2 пр.

Изобретение относится к извлечению благородных металлов из цианистых растворов и/или пульп по угольно-сорбционной технологии. При автоклавной десорбции получают горячие растворы элюатов, при этом дополнительно концентрируют металл на угле. Уголь непрерывно перемешивают по ходу технологического процесса. Обогащённый элюат разделяют на две части, одну из которых после охлаждения направляют для вторичного концентрирования металлов, а оставшуюся часть без охлаждения направляют на электролиз металлов, с последующей подачей в аппарат непрерывной десорбции. Технологическая линия содержит установку сорбции металлов из растворов и/или пульп, установку вторичного концентрирования металлов, в которой выполнено ответвление подачи богатого элюата в установку электролитического выделения металлов, установку десорбции металлов. Обеспечивается непрерывность технологического процесса, повышение концентрации благородных металлов, ускорение электролиза. 2 н.п. ф-лы, 1 ил.
Наверх