Альтернатива цианидному выщелачиванию золота

Первичные руды с тонко вкрапленным  в сульфиды золотом или серебром с присутствием углеродистого вещества сорбционноактивного к цианидному комплексу не подлежат переработке методом кучного выщелачивания. Кроме того, наличие глины в руде также ограничивает использование этой технологии, т.к. она препятствуют проницаемости растворов, и, тем самым, тормозит процесс выщелачивания и снижает извлечение золота. Для того чтобы устранить эти препятствия, достаточно использовать предварительное окомкование или агломерацию руды.

Режим выпадения осадков в районе расположения УКВ тесно связан с  гидрогеологическим режимом территории и влияет на технологический процессвыщелачивания золота. Это, в свою очередь, влияет на поддержание постоянной концентрации (без подаваемых химических добавок) выщелачивающего раствора, что позволяет делать процесс выщелачивания золота эффективным и экономичным. Исходя из этого, можно сказать, что в условиях аридного климата наблюдается высокое водопотребление для поддержания необходимого объема в контуре выщелачивания.

Поэтому климатические особенности  района должны учитываться еще на стадии проектирования объекта для  выбора оптимальной схемы технологического проекта. Кроме того, в расчет должны браться такие факторы, как рельеф местности, геолого-технические и  геологические особенности месторождения, способ добычи руды и годовую производительность рудника.

Переработка руды методом кучного  выщелачивания включает следующие  технологические операции:

- рудоподготовка, которая в зависимости от содержания золота, фильтрационных свойств, гранулометрического и минерального состава сырья может включать дробление, грохочение, шихтовку глинистых руд, окомкование мелких и тонкодисперсных фракций;

- выбор и подготовка площадки  под кучное выщелачивание;

- подготовка гидроизоляционного  основания;

- складирование руды в штабель  (кучу);

- орошение рудного штабеля цианидными растворами;

- собственно выщелачивание золота;

- дренаж растворов через кучу;

- накопление золотосодержащих  растворов в емкости и их  отстаивание;

- извлечение золота из растворов;

- плавка осадков (цинковых, катодных);

- обезвреживание отработанных  рудных штабелей (хвостов выщелачивания);

- рекультивация отвалов и нарушенных  земель.

В промышленности используют три основных метода кучного выщелачивания. Ониотличаются организацией основных и вспомогательных работ, конструкцией гидротехнических сооружений и характером общеинженерных мероприятий.

При первом способе сооружают долговременные площадки многоразового использования  из твердых гидроизоляционных покрытий. Они способны выдерживать механическое давление складированного штабеля, погрузочно-разгрузочных механизмов и  транспортных средств. Необходимое  технологическое оборудование: участки  для формирования штабеля и строительства  хвостохранилища, очень прочное гидроизоляционное основание из асфальта и бетона, небольшие по объему технологические емкости. Процесс занимает небольшое количество времени, рудную массу перерабатывают дважды (загрузка, выгрузка).

Второй способ является наиболее распространенным. При этом сооружаются мягкие гидроизоляционные  покрытия одноразового использования  из полиэтиленовых или поливинилхлоридных пленок, листовой резины. Покрытия сочетают с изоляцией из глины либо, при  наличии естественного водоупора толщиной не менее 1 м, без нее. Необходимое технологическое оборудование такое же, как и при первом способе. При этом способе выщелоченная и обезвреженная руда остается на месте переработки, т.е. нет необходимости в сооружении хвостохранилища, а затраты на сооружение гидроизоляционных оснований минимальны.

Третий способ – это отвальное  выщелачивание. Перед выщелачиванием руда укладывается перед удерживающим сооружением в виде дамбы. При этом большаячасть нижележащей руды выщелачивается в последующих операциях. По завершении процесса выщелачивания производят дренаж растворов и складирование свежей руды. После окончания выщелачивания хвосты обезвреживают и рекультивируют, подобно отвалам пустой породы. Способ можно использовать для крепкой руды на участках с большим углом наклона с очень плотным прочным покрытием вплоть до нескольких лет. При формировании рудного отвала руда должна быть минимально уплотнена [5].

Процесс цианирования основан на том, что цианидные ионы образуют устойчивые комплексы с золотом и серебром. Растворение золота и серебра вызывают слабощелочные цианидные растворы. Основной способ перевода золота в раствор с помощью цианида протекает в соответствии с уравнением Эльсенера:

4Au+8CN+O2+2H2O=4Au(CN)2+4OH.                                          (1)

Но основная часть золота растворяется в соответствии с реакцией:

2Au+4CN+O2+2H2O=2Au(CN)2+H2O+2OH ,                               (2)

а меньшая, но все-таки заметная его  часть в соответствии с реакцией (1). Скорость растворения зависит  от концентрации цианида натрия (NaCN) и щелочности раствора, причем оптимальное значение pH – 10,3 [3].

Способ переработки растворов  зависит от наличия примесей (Си, As, Sb), масштабов производства, соотношения концентрации Аи и Ag в растворах и др.

Для извлечения благородных металлов из растворов используют сорбцию  на анионите АМ-2Б, сорбцию на активированном угле и цементацию на металлическом  цинке. Способ сорбции на активированном угле является небольшими капитальными и эксплуатационными затратами, менее чувствителен к цианидным комплексам меди и цинка, которые затрудняют сорбцию на анионите АМ-2Б. Способ цементации целесообразно использовать в условиях маломасштабных предприятий и при удовлетворении условия: Ag : Au > 10, т.к. он характеризуется быстрой фондоотдачей, низкой капиталоемкостью и меньшими эксплуатационными затратами по сравнению с сорбцией.

Слитки лигатурного золота являются товарной продукцией почти всех предприятий  кучного выщелачивания. И только на некоторых маломощных установках получают золотоцинковые осадки, которые, так же как и слитки, отправляют на аффинажные заводы.

Таким образом, анализ опыта работы золотодобывающих предприятий во всем мире свидетельствует о том, что  более 70 % золота получают из коренных золотосодержащих руд, путем извлечения его из легкообогатимых коренных руд способом цианирования с последующей  сорбцией на уголь либо ионообменные смолы из пульп. 

 

ЛИТЕРАТУРА 

 

1. Царьков В.А. Опыт работы золотоизвлекательных предприятий мира. – М. Издательский дом «Руда и Металлы», 2004. – 112с.

2. Дорожкина Л.А. Мировой рынок золота в 2007-2008гг. Информационно-аналитический центр «Минерал». 2008г. http://www.mineral.ru

3. Кучное выщелачивание  золота – зарубежный опыт и  перспективы развития. Справочник / Под редакцией В.В. Караганова и Б.С. Ужкенова. – Москва – Алматы, 2002. – 260с.

4. Чантурия В.А., Седельникова Г.В. Развитие золотодобычи и технологии обогащения золотосодержащих руд и россыпей // Горный журнал. – 1998. – №5. – С.

5. Дементьев В.Е., Татаринов А.П., Гудков С.С. Основные аспекты технологии кучного выщелачивания золотосодержащего сырья // Горный журнал. – 2001. – №5. – С. 53-55 

 

ОПИСАНИЕ ИЗОБРЕТЕНИЯ 
 
 
 
Заявляемое изобретение относится к области горного дела и может быть использовано при подземном, кучном, чановом выщелачивании золота из руд. 
 
С целью повышения извлечения золота и устранения опасностей, связанных с приготовлением и использованием хлорной воды, для выщелачивания применяют растворы: 
 
0,1 н NCl+(0,02oC0,10) н NaClO. 
 
pH среды 1,3oC2,5, Eh=oC900oC1300 мВ. 
 
В заявляемом составе HCl может быть замена на H2SO4 и другими кислотами. 
 
В этом случае, предварительное закисление руды проводят также раствором H2SO4 или др. кислотами. 
 
При наличии в золотоносных рудах растворимого железа, для устранения его отрицательного влияния на процесс выщелачивания, закисление руды кислотным раствором проводят до момента снижения концентраций железа в руде до приемлемого уровня. 
 
На стадии предварительного закисления руд кислотой могут быть выщелочены и утилизированы и ценные компоненты: медь, уран и др. 
 
При выщелачивании концентрация кислоты в ВР может быть постепенно (во времени) снижена с 0,1 н до 0,05 н. При снижении кислотности замедляется во времени выделение атомарного хлора, что важно при выщелачивании протяженных рудных тел. Вместо гипохлорита натрия может быть использован гипохлорит калия. 
 
Сущность изобретения поясняется примерами. 
 
Пример 1. Для экспериментальной проверки заявляемого состава были приготовлены ВР, оптимальные из которых представлены в таблице 1. 
 
Для проведения опытов были приготовлены 20 навесок по 0,2 кг из дробленой (класс крупности 3 мм), тщательно перемешанной руды месторождения Джерек (Восточный Казахстан), отобранной из зоны выветривания. 
 
Исходная концентрация золота 3 г/т. 
 
Предварительно было установлено, что увеличение концентрации кислоты более чем 0,1 н не интенсифицирует процесс выщелачивания золота, поэтому концентрации серной, соляной и азотной кислот в опытах не превышали 0,1 н. Закисление проводили 0,2 нормальными растворами кислот, при соотношении Ж Т 10 1 и pH + 1,3 oC 1,5 в течение 10-ти суток. 
 
Затем раствор сливали. 
 
При использовании более концентрированных кислот для закисления и значениях pH ниже 1, как в прототипе, при вводе гипохлорита натрия, наблюдалось чрезмерно быстрое его разложение с быстрым газообразованием, что не позволило эффективно вести процесс выщелачивания (извлечение не превышало 40%). 
 
Выщелачивание проводили при соотношениях Ж Т 2 1. 
 
Сравнительные данные выщелачивания руды по прототипу и заявляемому решению представлены в таблице 1. 
 
Концентрация золота в растворе и в кеке определяли атомно-абсорбционным методом. 
 
Пример 2. Песчаную руду 1 с гидрогенного месторождения, представленную кварц-полевошпатовыми мелко-зернистыми песками, с содержанием золота 3,510-4% и урана 310-2, помещали в фильтрационную колонку 2, длиной 0,7 м и диаметром 0,05 м. Выщелачивающий раствор из емкости 3 подавали под избыточным напором, обеспечивающем постоянную скорость фильтрации 0,12 м/сут. 
 
Первоначально проводили закисление в течение 57 часов до тех пор, пока на выходе колонны концентрация растворенного железа не упала с пиковых концентраций 1650oC2710 мг/л до сотен мг/л (извлечение урана к тому времени составило 74% ), в этот момент в раствор начали подавать гипохлорит натрия, из того расчета, чтобы нормальность раствора составила 0,05 Н. Пробы на содержание золота, железа, урана, pH, Eh, активного хлора отбирали с периодичностью в 1 час, с помощью автоматического пробоотборника 4. По результатам определений рассчитывали извлечение золота. Через 21 час начали подниматься значения Eh выходящих растворов, и в растворах появились первые порции золота (концентрация 0,13 мг/л), далее произошел резкий подъем значений Th и концентрации золота в растворах увеличились до 11,7 мг/л. После снижения концентрации золота в растворах до 4,06 мг/л было достигнуто извлечение 71,8% 
 
На момент снижения концентрации золота до 1 мг/л, извлечение составило 85,4% отношение Ж:Т (по кислоте) составило 1,92:1. 
 
Расход гипохлорита натрия составил 600 мг/кг. 
 
Опыт повторили, но гипохлорит подавали не после снижения концентрации железа, а через 20 часов от начала опыта. Расход гипохлорита на 1 кг извлеченного золота увеличился с 600 до 800 кг/кг. 
 
Опыт повторили, но гипохлорит подавали не сразу после снижения концентрации железа, а через 20 часов. Извлечение при Ж:Т 2:1 составило 71,3% 
 
В той же колонне выщелачивали ту же руду раствором 0,1 н HCl+0,1 н NaCl+Cl2. Извлечение золота, при соотношении Ж:Т 2:1 составило 57,2% 
 
Пример 3. Выщелачивание проводили тем же раствором и в той же колонне, что в примере 2. Выщелачивали дробленую руду с месторождения Джерек. 
 
Результаты выщелачивания представлены в табл. 2. 
 
Пример 4. Выщелачивание проводили тем же раствором и в той же колонне на дробленной руде (-3 мм) Васильковского ГОКа. Исходная концентрация золота в руде 5 г/т. 
 
Результаты представлены в табл. 3 и на фиг. 2.  
 
 
ФОРМУЛА ИЗОБРЕТЕНИЯ 
 
 
 
1. Состав для извлечения золота из руд, включающий соляную кислоту, поваренную соль, хлор и воду, отличающийся тем, что, с целью повышения извлечения золота, снижения расхода химических реагентов и устранения опасностей, связанных с приготовлением и использованием хлорной воды, в качестве источника поваренной соли и хлора используют гипохлорид натрия при следующем соотношении, г-экв: 
 
NaClO 0,02 0,1 
 
HCl или H2SO4 0,1 
 
Вода До 1000 мл 
 
2. Способ извлечения золота из руд, включающий предварительное закисление руды раствором кислоты, приготовление выщелачивающего раствора и выщелачивание раствором кислоты, содержащим активный хлор в виде Cl2, отличающийся тем, что, с целью повышения извлечения золота, снижения расхода химических реагентов и устранения опасностей, связанных с приготовлением и использованием хлорной воды, приготовление раствора выщелачивания производят не посредственно перед закачкой его в руду, при этом в раствор кислоты добавляют гипохлорит при рН 1,3 2,5 и Е +900 1300 мВ. 
 
3. Способ по п. 2, отличающийся тем, что закисление руды проводят до удаления из нее растворенного железа. 
 
4. Способ по п. 2, отличающийся тем, что закисление руды проводят до снижения концентрации железа на выходе из руды до уровня 600 мг/л. 
 
5. Способ по п. 2, отличающийся тем, что концентрацию кислоты в растворе по мере выщелачивания руды снижают.

 

Технологии бактериального выщелачивания  металлов (часть 3)

 

    Настоящая публикация является продолжением обзора о технологиях бактериального выщелачивания ценных металлов. Его  первая часть была посвящена основным положениям биовыщелачивания (предподготовке минерального сырья и изменениям технологической схемы выщелачивания, активации выщелачивания повышением температуры или давления, в основном на примере добычи никеля из сульфидных руд) [1]. Во втором сообщении были сведения о регуляции окислительно-восстановительного потенциала при выщелачивании, о добавках химических соединений и об использовании термофильных микроорганизмов [2]. Настоящее сообщение посвящено химическому выщелачиванию золота и других ценных металлов с помощью политионатов, а также обсуждению возможных перспектив биовыщелачивания с помощью бактерий, образующих политионаты, и умеренно ацидофильных и нейтрофильных бактерий, не требующих больших расходов кислоты. 
 
    Промежуточным продуктом окисления сульфидов тионовыми бактериями, в частности – минеральных рудных сульфидов, может быть тиосульфат [3]. Альтернативным сульфату конечным продуктом окисления сульфидов тионовыми бактериями являются политионаты [3, 4]. Тионовые бактерии, преимущественно образующие политионаты, до середины 70-х годов входили в вид, обозначаемый видовым названием «Thiobacillus trautweinii» [5]. Во второй половине 70-х мы предложили рассматривать указанный вид как «Pseudomonas (Trautweinia) trautweinia», а для бактерий, обнаруженных в оз. Залив Некрасова и Свято нами было предложено название «Pseudomonas (Trautweinia) tuttei» [6, 7] и следующая характеристика: гетеротрофные псевдомонады, окисляющие восстановленные серные соединения как литотрофы (стимуляция роста) с подщелачиванием среды за счет образования тетратионата, отличаются от классического «Thiobacillus trautweinii» 
    Для тиосульфата хорошо известна способность образования комплексных соединений с металлами (например, на образовании таких соединений для удаления избытка серебра была построена обработка фотопленки и фотобумаги тиосульфатом – «гипосульфитом»). При этом галогенид серебра превращался в легко растворимый тиосульфат-комплекс. Этот процесс используют в горнорудной промышленности для извлечения серебра и золота. Процесс тиосульфатного выщелачивания основан на окислении золота и серебра кислородом воздуха в присутствии тиосульфата натрия (тиосульфатное выщелачивание):

в кислой среде или двухвалентной  медью

в щелочной среде (тиосульфатно-аммиачное выщелачивание). 
 
    Аналогичные процессы происходят и при выщелачивании серебра:

 
    Соответственно известен ряд патентов по выщелачиванию рудного сырья  тисульфатом [8, 9]. В зависимости от рН среды тиосульфат может быть нестойким и превращаться в политионаты [10]. Интересен в этом отношении патент США от 1976 г., где, в противоположность многим остальным, для вскрытия руд предложен не кислотный, а щелочной аммиачный раствор [11].  
 
    В наших опытах тиосульфат не извлекал в раствор никель из канадской сульфидной руды ни при использовании синтетических микробиологических питательных сред, где его концентрация достигала 5 г/л, ни в специальном отдельном опыте, где использовали раствор тиосульфата в дистиллированной воде (табл. 1). Мы обнаружили, что политионаты действительно способствуют переходу никеля в раствор. Тиосульфат, входящий в состав сред культивирования тионовых бактерий, такого эффекта не давал. Таким образом, бактериальное окисление рудных сульфидов до сульфатов и политионатов ведет к увеличению перехода никеля из минерального сырья в раствор. Полученный вывод позволяет вести отбор перспективных для промышленности штаммов бактерий по способности образовывать политионаты. 
 

Табл. 1 Выщелачивание никеля из канадской сульфидной руды В 
 
    В целом литература по возможному выщелачиванию тяжелых металлов политионатами ограничена. Известно, что политионаты способны переводить в раствор хром [12, 13]. Показана и запатентована возможность растворения золота политионатами из ионообменных смол – после того, как ионообменные смолы были загружены при пропускании тиосульфатных комплексных соединений золота [14]. Более того, показано и запатентовано растворение политионатами никеля с указанием в патенте политионатов как образующего комплексные соединения с никелем [15], а именно: в качестве комплекс-образующего агента добавляется политионат или дитионит. 
 
    Одним из авторов настоящего обзора запатентован способ получения золота из сульфидных золотосодержащих измельченных руд после их вскрытия [16], который включает выщелачивание раствором смеси гидросульфита и тиосульфата натрия и аммония, сорбцию комплекса тиосульфат-золото на сильноосновном анионите и отделение сильноосновного анионита. В ходе применения этого способа проводят элюирование комплекса тиосульфат-золото раствором политионатов органических и неорганических оснований, имеющим концентрацию 0,2-10%. Из полученного золотосодержащего элюата выделяют золото обменным разложением или электрохимическим методом. При этом обменное разложение проводят металлами, такими как магний, цинк или железо, или сульфидами. Затем проводят регенерацию сильноосновного анионита раствором смеси сульфита и сульфида натрия и аммония. После регенерации сильноосновного анионита его направляют на сорбцию тиосульфат-золото. Технический результат заключается в ускорении выщелачивания, увеличении выхода золота и уменьшении расхода выщелачивающего агента.  
 
    Промышленное химическое получение политионатов из тиосульфата дорого, в связи с чем тем же авторским коллективом был предложен способ получения политионатов органических оснований. Он отличается тем, что соответствующее органическое основание в органическом растворителе обрабатывают сернистым газом и затем сероводородом, отделяют выпавшую серу, отделяют растворитель, получают политионат соответствующего органического основания [17].  
 
    Супер-ацидофильные бактерии ведут подкисление среды за счет того, что при окислении сульфидов преимущественно образуют сульфаты (серную кислоту). Соответственно, бактерии, образующие политионаты, как правило, являются умеренными ацидофилами. Преимущественно в практике используется выщелачивание с добавлением серной кислоты. Как следствие данного процесса - подкисление почвы на промышленном участке, что представляет собой серьезную экологическую опасность и требует дополнительных затрат на ремедиацию загрязняемого и закисляемого участка. Поэтому актуальной проблемой является уменьшение вносимых количеств серной кислоты, а также снижение вредного воздействия производства на окружающую среду и расходов на ее восстановление. Серная кислота нужна как для химического разрушения минерального сырья, так и для поддержания строго ацидофильных бактерий, для которых необходимы низкие значения рН (≤ 2). Мы исследовали природную микрофлору в умеренно-кислых отвалах сульфидной никелевой руды методами молекулярно-генетического анализа: преобладали представители родов бактерий Acidithiobacillus spp. иLeptospirillum spp., то есть ацидофильных бактерий, способных к окислению минеральных сульфидов [18]. Эти группы бактерий рекомендованы к выщелачиванию металлов при добавлении больших количеств серной кислоты [19]. В нашем случае значительная часть обнаруженных бактерий относилась к неизвестным в культурах видам; молекулярно-биологический анализ обнаружил присутствие этех же групп бактерий в накопительных культурах в жидкой среде с измельченной рудой (5:1). Геохимическая активность выявленных бактерий подтверждена выщелачиванием никеля из сульфидной руды с переходом его в раствор. Данные по выщелачиванию никеля при различных температурах и величинах pH показали, что полученные накопительные культуры были активными в биовыщелачивании. Самые активные процессы шли при биовыщелачивания руды С при pH 2 и 45оС: выход никеля составил приблизительно 75% от расчетного, внесенного в эксперимент с рудой (табл. 2). Однако, активное окисление минеральных сульфидов, сопровождаемое выходом металлов, происходило и при рН 4.