Комбинированные методы кюветного и кучного выщелачивания упорного золотосодержащего сырья на основе направленных фотоэлектрохимических воздействий

Один из основных исходных параметров - концентрация генерируемого озона из кислорода воздуха под влиянием фотоэлектрохимических воздействий. Химические процессы образования активных полиреагентных комплексов на основе перекиси водорода, полученной из озона, осуществляются по цепным реакциям. Интенсификация последующего роста бактерий достигается за счет инициирования образования активных центров в процессе фотоэлектрохимических воздействий, протекания цепных разветвленных химических реакций окисления сульфидных минералов в режиме автоускорения, лавинообразного роста их числа и увеличения скорости самого процесса окисления.

2. Уровень извлечения ультрадисперсного (наноразмерного) золота из упорных (труднообогатимых) руд предопределяется особенностями осуществления процесса окисления минералов-носителей и выбором наиболее эффективных окисляющих агентов, способами проведения активации и наличием сорбционно-активных компонентов, способствующих переосаждению на них растворенного металла.

Изучение особенностей фотоэлектрохимических воздействий и бактериального окисления на изменение структуры поверхности материала и процесса вскрытия минеральных сред осуществлялось на аншлифах сульфидных минералов Кокпатасского, Даугызтауского (Узбекистан), Бугдаинского, Дарасунского, Теремкинского (Забайкалье) месторождений. На основании анализа полученных данных комбинированных методов окисления установлено, что при фотоэлектрохимическом воздействии степень окисления сульфидов увеличилась на 19,9% (с 44,2 до 64,1 %)-26,1 % (с 64,1 до 90,2 %), сульфидной серы - на 15,9% (с 40,4 до 56,3 %)-21,9 % (с 63,1 до 85,0 %). При фотоэлектрохимическом окислении минералов данные рентгенофазового анализа подтверждают образование новых минеральных фаз: магнетита, гематита, скородита, элементной серы. Общая тенденция окисления сульфидов подтверждается результатами изменения Eh с 480 до 780 мВ, рН с 4,5 до 2,0, концентраций железа с 5,1 до 70 г/л и мышьяка с 110 до 180 мг/л в жидкой фазе.

При изучении аншлифов в отраженном свете визуально определено, что до биоокисления объем пустот в среднем составлял 5-15 %, а после - 40-50 % (рис. 3). Разупрочнение минеральной матрицы при фотоэлектрохимическом воздействии и образование наноскоплений элементной серы в оптимальном режиме стимулирует бактериальное окисление, ускоряя выщелачивание металлов в 2-3 раза. Выход железа в раствор через 24 ч в вариантах с фотоэлектроактивацией составил 30-35 г/л, через 36-48 ч - 33,2-70 г/л, тогда как в вариантах без предварительной обработки - только 8-10 и 20-25 г/л соответственно. Длительная обработка не улучшала показателей выщелачивания.

Рис. 3. Разупрочнение минеральной матрицы сульфидных минералов: а - руда до бактериального окисления; б - руда после 24-часового воздействия бактерий (месторождение Кокпатас)

Экспериментальные исследования влияния двухстадийного окисления на вскрытие минеральной матрицы осуществлялись на лежалых огарках обжига флотоционного концентрата Дарасунского рудника отвальных хвостах обогащения полиметаллической золотосодержащей руды Новоширокинского и сульфидной руды Даугызтауского месторождений (пример по одному из параметров: рис. 4-5 для сульфидной руды Даугызтауского месторождения, рис. 6-7 для лежалых хвостов Ново-Широкинского рудника).



На основании экспериментальных исследований получены новые результаты, свидетельствующие о высокой эффективности подготовки упорного сырья к выщелачиванию двухстадийным окислением в зависимости от вещественного состава и форм нахождения золота, что позволило получить прирост извлечения золота при цианировании: огарков 21,8 % (с 70,3 до 92,1 %) в жидкую фазу и 18,4 % (с 76,8 до 95,2 %) на смолу; отвальных хвостов 13,6 % (с 30,1 до 43,7 %) в жидкую фазу и 11,6 % (с 35,2 до 46,8 %) на смолу; сульфидной руды 46,9 % (с 40,2 до 87,1 %) в жидкую фазу и 41,1 % (с 48,4 до 89,5 %) на смолу.

Впервые на основании обработки экспериментальных данных двухстадийного окисления с использованием математической статистики по методу Протодьяконова получены следующие зависимости для техногенного сырья и сульфидных руд (на примере огарков и сульфидной руды):

1) уравнения, характеризующие степень окисления материала от продолжительности фотоэлектрохимического окисления:

степень фотоэлектрохимического окисления сульфидных минералов огарков

У1'(в'сульф.мин)=10·(0,85+1,02+log(Х)-0,20+log(Х)·2),

степень фотоэлектрохимического окисления сульфидной серы огарков

У'2()=10·(0,71+1,01+log(Х)-0,17+log(Х)·2),

степень фотоэлектрохимического окисления сульфидных минералов сульфидной руды

У3'(в'сульф.мин)=10·(0,84+1,01+log(Х)-0,21+log(Х)·2),

степень фотоэлектрохимического окисления сульфидной серы сульфидной руды

У4'()=10·(0,89+1,01+log(Х)-0,22+log(Х)·2).

Экспериментально установлены рациональные параметры: продолжительность фотоэлектрохимического окисления (Хopt= t1 = 6-12 ч) и степень фотоэлектрохимического окисления минералов (в'сульф.мин= 40-52 %; = 30-42 %);

2) обобщенные уравнения связи (степени двухстадийного окисления) от нескольких переменных (параметров фотоэлектрохимических воздействий):

степень двухстадийного окисления сульфидных минералов огарков

У1(всульф.мин)=51,27+10,86·log(tбар)+11,31·log(Uэ)+2,40·log(tбар)·log(Uэ)+11,43·log(tобл)+

+2,42·log(tобл)·log(tбар)+2,52·log(tобл)·log(Uэ)+10,50·log(К)+2,23·log(К)·log(tбар)+

+2,32·log(К)·log(Uэ)+2,34·log(К)·log(tобл),

степень двухстадийного окисления сульфидной серы огарков

У2()=58,93+12,16·log(tбар)+12,53·log(Uэ)+2,59·log(tбар)·log(Uэ)+12,46·log(tобл)+

+2,57·log(tобл)·log(tбар)+2,65·log(tобл)·log(Uэ)+11,99·log(К)+2,47·log(К)·log(tбар)+

+2,55·log(К)·log(Uэ)++2,54·log(К)·log(tобл),

степень двухстадийного окисления сульфидных минералов сульфидной руды

У3(всульф.мин)=48,72+10,30·log(tбар)+10,41·log(Uэ)+2,20·log(tбар)·log(Uэ)+

+10,32·log(tобл)+2,18·log(tобл)·log(tбар)+2,21·log(tобл)·log(Uэ)+10,48·log(Р)+

+2,22·log(Р)·log(tбар)+2,24·log(Р)·log(Uэ)+2,22·log(Р)·log(tобл),

степень двухстадийного окисления сульфидной серы сульфидной руды

У4()=48,28+10,16·log(tбар)+10,32·log(Uэ)+2,17·log(tбар)·log(Uэ)+10,28·log(tобл)+2,16·log(tобл)·

log(tбар)+2,20·log(tобл)·log(Uэ)+10,39·log(Р)+2,19·log(Р)·log(tбар)+2,22·log(Р)·log(Uэ)+2,21·log(Р)·log(tобл),

где К - концентрация раствора H2SO4, %; Р - расход NaCl, г/т; tбар, tобл, Uэ - обозначения прежние.

Экспериментально установлены рациональные параметры фотоэлектрохимических воздействий: продолжительность облучения (5-8 мин), продолжительность барботажа (1,5-2,0 ч), напряжение на электродах в электролизере (20-30 В), концентрация раствора H2SO4 (3-4 %), расход NaCl (10-20 г/т), продолжительность двухстадийного окисления (t2= 48-50 ч), степень двухстадийного окисления (всульф.мин= 90-94 %; = 86-91 %)

В связи с тем, что извлечение золота наноразмерного уровня из упорного сырья зависит от нескольких десятков параметров, а существенное влияние оказывают только некоторые из них, Au определяли по программе нелинейного программирования, которая позволила подобрать функцию повышенной точности (r=0,9986). На основании математической обработки экспериментальных данных, полученных в ходе лабораторных исследований извлечения золота из 41 пробы сульфидных и сульфидно-углистых руд, техногенного сырья ряда месторождений, выведена следующая эмпирическая формула

Au= -1,03·+0,52·-1,57·-1,53·-2,49·-1,68·-12,83·-31,55·++51,34·-36,9·+48,52·+3,76·+62,99·-50,98·-52,63·+130,5·-119,8·+18,5··+1,55··-

-1,79··+10,68··,

где - содержание золота в сырье, г/т;·, , , , , , , - содержание элементов в продуктах, %; , , - обозначения прежние; Тобр=t1+t2 - продолжительность обработки сырья двухстадийным окислением, ч.

3. Двухстадийное окисление на основе физико-химического и химического или физико-химического и бактериального методов следует осуществлять в кювете с локальной активацией и перемещением мелкодробленой руды аэролифтами с раздельной технологической подачей выделяемой песковой фракции, направляемой на кучное доокисление и выщелачивание, и массопотоком глинисто-шламистой фракции, направляемой на сорбционное цианирование.

В настоящее время для извлечения золота из минерального сырья применяются методы кюветного и кучного выщелачивания, которые имеют ряд технологических недостатков. Недостатками кюветного выщелачивания являются: 1) низкая интенсивность массообменных процессов (по сравнению с чановым выщелачиванием) и, как следствие, недостаточно высокое извлечение; 2) сорбционное переосаждение металлов из жидкой фазы пульпы на глинистые и слюдистые минералы и углисто-битумные включения в придонной части кюветы; 3) необходимость мелкого дробления или измельчения рудной массы и, как следствие, значительные затраты на подготовку ее к выщелачиванию (по сравнению с кучным выщелачиванием); 4) сложность достижения эффективного соотношения контактной поверхности выщелачивающего раствора, глубины кюветы, поддержания его необходимой температуры, определяющих интенсивность массообменных процессов и баланс сорбции кислорода жидкой фазой из воздуха и его дегазации; 5) наличие практического опыта кюветного выщелачивания в районах с теплым климатом.

К недостатками кучного выщелачивания (КВ) следует отнести: 1) ограниченное проникновение раствора в минеральную матрицу; 2) дегазацию кислорода; 3) необходимость во многих случаях агломерационной подготовки материала; 4) возможность проявления эффекта переосаждения золота, растворенного в верхней части штабеля сорбционно-активными шламовыми компонентами, постепенно накапливаемыми в его нижней части; 5) невозможность переработки ряда категорий руд: углистых; сульфид-, мышьяк-, сурьмусодержащих; руд с золотом в кварце и руд, содержащих повышенные концентрации меди, железа; 6) невысокое извлечение металла (на уровне 50-80 %); 7) возникновение технических, технологических и организационных трудностей при отрицательных температурах воздуха; 8) наличие сегрегации кусков руды при отсыпке штабеля, неравномерная фильтрация раствора по его сечению.

Минимизация указанных недостатков позволяет признать кюветное и кучное выщелачивание перспективными способами переработки упорного сырья. Решение проблемы переработки ранее нерентабельного труднообогатимого сырья достигается на основе применения комбинированных методов кюветного и кучного выщелачивания (КМККВ) золота - Патент 2350665.

Сущность КМККВ заключается в том, что обработку минеральной массы раствором выщелачивающего реагента и выщелачивание золота осуществляют в два этапа: 1 этап - кюветное; 2 этап - кучное. В зависимости от вещественного состава руды применяют различные полиреагентные комплексы, которые образуются в процессе пероксидной или хлоридно-пероксидной подготовки минеральной массы перед цианированием (см. табл. 1, рис. 8), выщелачивание осуществляется по одной из технологических схем (см. рис. 19 и рис. 21). Предварительно минеральную массу размещают в кювету с гидроизолированными стенками и днищем, а затем подают раствор исходного реагента до получения пульпы с соотношением Ж:Т, определяемым конкретными минералого-технологическими параметрами рудной массы. В одной из торцевых частей кюветы устанавливают циркуляционный электрохимический или фотоэлектрохимический реактор для образования вторичных реагентов, выполняющий также и функцию аэролифта, который соединяют трубопроводом с её противоположным концом. Далее проводят локальную порционную активацию полученной пульпы при периодическом удалении активированной и введением неактивированной части пульпы в зону активации. После достижения в жидкой фазе пульпы, требуемой по условиям извлечения концентрации металла, окисленный материал подвергают фракционированию с выделением глинисто-шламистой и песковой фракций. Полученную глинисто-шламистую фракцию после обезвоживания подвергают сорбционному выщелачиванию. Песковую фракцию также обезвоживают, формируют штабель, осуществляют кучное выщелачивание и сорбцию. Жидкую фазу, оставшуюся после сорбционного выщелачивания песковой и глинисто-шламистой фракции, доукрепляют и направляют на кучное выщелачивание.



Рис. 8. Алгоритм выбора технологических схем переработки труднообогатимого золотосодержащего минерального сырья с применением КМККВ

Интенсификация процесса КВ осуществляется подачей вторичного активного раствора, образованного в процессе выщелачивания глинисто-шламистой фракции, на участок кучного выщелачивания металла, за счет чего осуществляется активация золота, находящегося в матрице зернистой фракции. Создается разность концентраций выщелачиваемого золота в плёночно-поровых водах и растворе реагента, что ускоряет процесс диффузии металла в раствор, а активно выщелачивающих и окисляющих компонентов - в твёрдую фазу. В результате чего выщелачивание золота из штабеля руды осуществляется с большей полнотой и скоростью.

КВ песковой фракции осуществляют по одному из пяти вариантов (рис. 9). Для интенсификации процесса и повышения эффективности КВ золота применяются следующие технические решения, позволяющие увеличить извлечение ценного компонента на 5-10 %:

за счет извлечения золота из техногенных отходов с низким содержанием ценного компонента 0,5 г/т и более при рудоподготовке в совместном окомковании забалансовой руды и лежалых хвостов в соотношении 1:1 - Патент 2283883;

за счет увеличения температуры в штабеле и скорости выщелачивания в результате снижения кольматации при отсыпке однородными по фракциям крупности кусков руды с наклоном слоёв от центра к боковым поверхностям, орошением кучи под водорастворонепроницаемой светопрозрачной пленкой и ориентацией штабеля руды широкой частью на юг - Патент 2283879;

за счет увеличения скорости фильтрации выщелачивающих растворов и более полного извлечения металла из крупнофракционированных слоев руды и их предварительной цианидной подготовки при разделении руды по классам крупности, отсыпке однородными по фракциям наклонными слоями с уменьшением кусков руды от нижнего слоя к верхнему, с разделением слоев перфорированной полимерной пленкой, орошения штабеля выщелачивающим раствором повышенной концентрации цианида до полного влагонасыщения и выстаивания с постепенным уменьшением концентрации и времени от нижнего слоя к верхнему после отсыпки каждого слоя руды - Патент 2351664.



Рис. 9. Варианты кучного выщелачивания золота при переработке КМККВ

К особенностям технологии КМККВ следует отнести: 1) периодическое порционное локальное (в торцевой части кюветы) перемешивание пульпы и насыщение ее активным кислородом (хлорсодержащими соединениями) и (или) проведение предварительного окисления соответствующих компонентов материала, обеспечивающее полноценное проникновение реагентов в минеральную матрицу относительно крупных частиц; 2) отсутствие необходимости мелкого дробления материала для обеспечения возможности доизвлечения золота из крупных частиц, пропитанных активным выщелачивающим раствором и (или) прошедшим полноценное предокисление; 3) существенное снижение эффекта переосаждения растворенного золота на сорбционно-активные мелкие частицы глин, слюд, углистого вещества.

4. Направленная подготовка в кюветах упорных золотосодержащих руд и полученных из них концентратов, а также техногенного сырья к выщелачиванию включает выделение отдельных типов на основе учета особенностей вещественного состава сырья и форм нахождения золота:

сульфидных сложных руд и техногенного сырья с включениями сульфосолевых и сульфоарсенидных микроминералов - с использованием комбинации пероксидно-гидроксидных комплексов, продуцируемых барботажем межэлектродного пространства электролитической ячейки в сернокислотной среде озонированным воздухом с последующим доокислением гетеротрофными бактериями;

сульфидно-углистых руд или техногенного сырья - с использованием процессов электрохимического и фотоэлектрохимического окисления в гипохлорит-хлоридной среде, последующим доокислением бактериями Acidithiobacillus ferrooxidans и Acidithiobacillus thiooxidans в сернокислой среде, или растворами с активным кислородом;

окисленных золото-кварцевых руд и техногенного сырья, образованного в процессе обогащения россыпей с ультрадисперсными включениями золота - предварительной подготовкой пероксидом водорода с последующей обработкой кислородом воздуха, сопровождающим процесс выщелачивания цианидами щелочных металлов.

Для экспериментального подтверждения разработанной теоретической физико-химической модели двухстадийного окисления проведены технологическое тестирование, лабораторные исследования, укрупненные лабораторные и полупромышленные испытания. Исследования отобранных проб сырья осуществлялось в физико-химических лабораториях ООО «ЗабНИИ-технология», ФГУП «Лабораторно-исследовательский центр по изучению минерального сырья», Компании SGS Vostok Limited, ООО «Дарасунский рудник» (Забайкальский край), в Центральной физико-химической лаборатории (ЦФХЛ) Северного рудоуправления Новоийского ГМК (Узбекистан). Анализировались жидкие и твердые пробы по утвержденным методикам. Для обеспечения достоверности полученных результатов замеры концентраций золота в жидкой фазе проводились на двух атомных спектрофотометрах АА-SCAN (США) и С-115 (Украина). Твердая проба анализировалась пробирным и атомно-абсорбционным методами. Руда в лабораторных пачуках обрабатывалась растворами по трем вариантам: 1) с мехактивацией (на рольгантах) и без мехактивации; 2) с предварительной электролитической и фотолитической активацией растворов (продуцированием в них пероксидно-гидроксидных комплексов); 3) с предварительной активацией растворов и последующей активацией пульпы. Эксперименты проводились в лабораторных пачуках объемом 30 л с перфорированными трубчатыми электродами, подведенными через изолятор в донной части корпуса, одновременно выполняющими функцию аэратора. Напряжение - 20 В. Для каждого типа руды применялись различные схемы подготовки к выщелачиванию.

Технологическое тестирование и лабораторные исследования с использованием активационных методов воздействия с применением электрокавитатора проведены на техногенном сырье Дарасунского рудника (забалансовая руда и лежалые хвосты в соотношении 1:1) по двум вариантам экспериментальных схем (рис. 10). В основе электроактивационной системы обработки пульпы лежит процесс кавитации и метод усиления этого эффекта при воздействии на жидкую фазу электрического тока. При использовании электрокавитатора интенсификация химических реакций между реагентами и генерация микроволн в жидкой фазе достигалась за счет схлопывания микропузырьков водорода и кислорода, генерируемых на поверхности электродов. При этом протекают реакции между газообразным водородом и кислородом, продуцируются гидроксил-радикалы, кислородные радикалы, перекись водорода и сопутствующие им ион-радикальные комплексы, являющиеся активными окислителями и комплексообразователями.

Рис. 10. Экспериментальная технологическая схема лабораторных исследований техногенного сырья кварц-сульфидного типа Дарасунского рудника:

а) без активационной подготовки; б) с активационной подготовкой

В процессе исследований при использовании электрохимической активационной подготовки получены следующие результаты: 1) сокращение времени последующего выщелачивания практически в 2 раза (со 100 до 53 сут); 2) снижение расхода цианида натрия на 31 % (с 0,32 до 0,22 кг/т); 3) повышение извлечения золота на 8,4 % (с 73,6 до 82,0 %).

Для проведения лабораторных исследований смоделированы технологические схемы с электроактивацией пульпы основных реагентов и фотоактивацией (в варианте прямого облучения и озоновым барботажем) вспомогательных реагентов на реальной пульпе. Объект исследований - объединенная проба сульфидных руд месторождения Кокпатас, состоящая из 20 частных проб массой по 10 кг. Экспериментально установлено, что наибольший эффект выхода золота в жидкую фазу наблюдается при электроактивации пульпы и фотоактивации реагентов, а по критерию увеличения рабочей емкости смолы - при электроактивации пульпы. Такая разница в содержании золота в пульпе и на сорбенте свидетельствует о возможностях дополнительного извлечения металла в процессе выщелачивания при увеличении времени сорбции (рис. 11).



Рис. 11. Схема экспериментальных исследований упорной сульфидной руды, смоделированная на пульпе ГМЗ-3 (жидкая фаза - атомный спектрофотометр SCAN, твёрдая - атомно-абсорбционный анализ)

В данном эксперименте эффективность применяемых методов активации оценивалась по содержанию золота в жидкой фазе и по емкости смолы, т.к. при окислении упорных минералов ультрадисперсное золото, находящееся в минеральной матрице, дополнительно выщелачивается в раствор.

Результаты исследований руд с применением различных окислителей и комплексообразователей, в том числе полученных в результате электро- и фотосинтеза, позволили выделить две формы золота: а) легкоцианируемую (образующую циановый комплекс при стандартных условиях); б) упорную, требующую дополнительного активационного воздействия на минеральную матрицу и элементы, непосредственно связанные с ультрадисперсным золотом.

С целью обеспечения принципиальной возможности переработки руд КМККВ проведена апробация технологической схемы с применением пероксидной подготовки на шихте руд, составленной из 10 частных проб различных типов руд месторождений Кокпатас и Даугызтау общей массой 100 кг со средним содержанием золота 2,85 г/т (Sобщ=5,6 %, Sсул=5,4 %, Sокисл=0,06 %, Feобщ=6,4 %, Feсул=3,1 %, Аsобщ=0,44 %, Собщ=2,4 %, Сорг=1,06 %). Экспериментально установлены режимные параметры КМККВ золота (крупность руды, отношение объема активированной пульпы к общему объему, продолжительность цикла активационного выщелачивания, оптимальная доля руды, поступающей на кучное выщелачивание). Результаты укрупненных лабораторных испытаний представлены на рис. 12-14.

Исходная проба руды расситовывалась на пять классов крупности: -1,5; +1,5-3,0; +3,0-10,0; +10,0-20,0 мм и +20,0 мм. Активационное выщелачивание в кюветах проводилось для каждого класса крупности отдельно. Установлено, что за шестичасовой цикл цианирования минеральной массы для класса крупности -20,0 мм извлечение золота составило 49,1 %, +10,0 мм - 63,0 %, +3,0 мм - 74,7 %, +1,5 мм - 74,0 %. Анализ полученных результатов показал, что для достижения максимального извлечения золота рациональная крупность дробления руды соответствует +3,0 мм. Максимальный прирост емкости золота на смолу составил 1,35 мг/г при отношении объема активированной пульпы к общему объёму, равному 0,3. Рациональная продолжительность стадии активационного выщелачивания соответствует двум часам (в варианте кюветного выщелачивания). Экспериментально установлено значение доли руды, поступающей на кучное выщелачивание, от общей массы перерабатываемого сырья. Максимальный прирост золота на смолу 1,45 мг/г соответствует соотношению общей массы руды, поступающей на технологический передел, к массе руды, выщелачиваемой в кучном варианте, равному Qкуч/Qобщ=0,3.

Результаты исследований позволили доказать, что переработка упорных руд КМККВ обеспечивает эффективное извлечение ультрадисперсного золота из руд за счет сокращения времени последующего бактериального доокисления до двух суток (вместо пяти) и повышение сквозного извлечения металла до 92 %, что на 25 % выше по сравнению с классическим способом кучного выщелачивания (67 %), установленного экспериментально. Раздельная переработка фаз сырья приводит к существенному сокращению объемов переработки и снижению затрат на единицу товарной продукции.

Укрупнённые лабораторные испытания осуществлялись по технологической схеме, смоделированной на пульпе ГМЗ-3 Новоийского ГМК (рис. 21 - I стадия кюветного выщелачивания). Приоритет предложенной технологии подтвержден Патентом 2361937.

Объект исследований - бедный коллективный пирит-арсенопиритовый флотоконцентрат (вAu=25 г/т, Sобщ=24,1 %, Fеобщ=26,6 %, Аsобщ=9,96 %), полученный из труднообогатимой сульфидной руды месторождения Кокпатас (вAu=2,9 г/т, Sобщ=5,8 %, Sсул=5,6 %, Sокисл=0,13 %, Fеобщ=7,4 %, Fесул=4,2 %, Аsобщ=0,52 %, Собщ=1,2 %, Сорг=0,44 %). Для экспериментов использовалась объединенная проба сульфидных руд, состоящая из 20 единичных проб массой по 10 кг. В соответствии с гранулометрической характеристикой основная масса золота (99,9 %) находится в классах крупности -0,074 мм, т.е. практически свободного золота в руде нет (исключение составляет участок Южный 1 с видимым золотом). Данные атомно-абсорбционного анализа содержания золота в растворе по методу «Золотого гвоздя» свидетельствуют о низкой сорбционной активности органических включений.

Окисление минерального сырья осуществлялось первоначально сернокислотным раствором (3 %), обработанным в электролизере и пробарботированном около 1 часа озонированным воздухом, подаваемым через фотоэлектрохимический активатор, размещенный в зоне облучения ультрафиолетовой лампой ДРТ-230. Объем реактора 30 л. Озонированным воздухом осуществлялся барботаж межэлектродного пространства электролитической ячейки. Полученным полиреагентным раствором, который в совокупности является активным окислителем и комплексообразователем, обрабатывали минеральную массу. После фотоэлектроактивационной обработки материала проводилось биоокисление. Бактерии вводили на шламовом носителе, который формировался в процессе дробления. Процесс биоокисления сопровождался снижением рН и повышением Eh продуктивного раствора. Количество окисленной серы увеличилось в 4,25 раза.

Для снижения концентрации растворенного мышьяка при сохранении активного остаточного кислорода, интенсифицирующего последующее бактериальное окисление, содержание твердого в активированной пульпе доводилось до Ж:Т= 5:1. Время цианирования сокращено (до 1 часа) для того, чтобы перед цианированием осуществлять насыщение пульпы активным кислородом, обеспечивающим формирование в жидкой фазе пульпы пероксидно-гидроксидных комплексов аддитивно с цианидами, обеспечивающими ускоренное растворение золота. В процессе исследований экспериментально апробированы три варианта: 1) биоокисление с одностадийной сорбцией по регламенту ГМЗ-3; 2) двухстадийное окисление с одностадийной сорбцией; 3) двухстадийное окисление с двухстадийной сорбцией. Результаты экспериментальных исследований представлены на рис. 15-18.



Оценка эффективности предложенной технологии осуществлялась путем сравнения содержания золота в хвостах по экспериментальным и контрольной схемам. По экспериментальной схеме (3) концентрация золота в хвостах составила 1,7 г/т, а в контрольном варианте (1) - 5 г/т. Следовательно, содержание ценного компонента в хвостах уменьшилось в 2,8 раза. Прирост извлечения золота составил на смолу 0,17 ед. (с 0,47 до 0,64) и по твердой фазе - 18 % (с 78,26 до 96,26 %). Таким образом, использование в технологических процессах перед биоокислением высокоактивных нетоксичных кислородно-водородных ион-радикальных соединений, полученных на основе направленных фотоэлектрохимических воздействий, позволяет существенно повысить показатели извлечения золота.

Для извлечения золота из руд, содержащих углистое вещество с ультрадисперсным золотом, разработана технологическая схема с хлоридно-пероксидной подготовкой сырья к выщелачиванию (рис. 19).



Рис. 19. Технологическая схема I стадии кюветного активационного выщелачивания сульфидной руды (с золотосодержащими углистыми включениями)

Объект исследований: сульфидная руда с включениями золотосодержащего углистого вещества месторождения Кокпатас участка Южный 1 (вAu=3,2 г/т, степень окисления руды (по железу) 23 %, массовая доля компонентов, %: Sсул=6,35; Sокисл=0,2; Собщ=4,0; Сорг=2,0. Золотоносность углеродистого вещества подтверждалась на полученном углеродсодержащем флотационном концентрате. Сорбционно-активные компоненты, находящиеся в пульпе и активированные в ходе рудоподготовки, могут поглотить золото из раствора быстрее, чем технологический сорбент, поэтому для устранения эффекта сорбции не позднее чем через 1 час после фотоэлектрохимических воздействий вводили технологический сорбент, а после фотоэлектроактивационной обработки руды в гипохлорит-хлоридной среде осуществляли сорбцию первичного растворенного золота в электросорбере (конструкция разработана РГГРУ и ЧитГУ), в котором совмещены процессы сорбции технологическим сорбентом и десорбция золота с природных сорбентов. Учитывая высокую сорбционную активность углистого (углеродистого) вещества, цианирование проводили по укороченной схеме (ввод цианида в переток между пульподелителем и первым пачуком цианирования или ввод его только в первый пачук цианирования). Кроме того, для снижения эффекта переосаждения растворенного золота на частицы углистого вещества в пачук цианирования вводился специально подготовленный сорбент, который проходил вместе с пульпой (по цепочке с тремя пачуками). После чего этот сорбент выводился из процесса, и далее осуществлялась обычная противоточная сорбция.

Для устранения ингибирующего действия хлоридов на окисление железа проводилась отмывка от хлора до концентрации 0,1 %, а затем - биоокисление в реакторе (возможно в кювете) хвостов бактериями Acidithiobacillus ferrooxidans и Acidithiobacillus thiooxidans с предварительным введением соответствующих солевых добавок. Раствор окислителей, полученный в фотоэлектрохимическом реакторе, имел концентрацию по активному хлору 1,0 мг/л.

Результаты исследований позволили установить, что в течение первых пяти часов содержание органического углерода в процессе фотоэлектрохимического окисления в твердой фазе снижалось с 2,0 до 0,8 %, а содержание хлора в жидкой фазе пульпы увеличивалось с 0,15 до 0,9 мг/л, это свидетельствует о сведении к минимуму активности углистого вещества и окислении хлором органических включений, что подтверждено данными атомно-абсорбционного анализа при определении сорбционной активности углерода. Динамика технологических параметров представлена на рис. 20.

Рис. 20. Динамика технологических параметров при применении

хлоридно-пероксидной подготовки сырья к выщелачиванию:

1 - концентрация органического углерода в твердой фазе, %; 2 - концентрация хлора в жидкой фазе, мг/л; 3 - концентрация золота в жидкой фазе, мг/л

Экспериментально установлено, что при применении хлоридно-пероксидной подготовки перед выщелачиванием с использованием комплекса управляемых фото- и электрохимических воздействий перед цианированием на минеральную, водную, реагентную среды и технологические сорбенты извлечение золота увеличилось на 28 % и составило по кюветному варианту 68 %. Сквозное извлечение в экспериментальном варианте КМККВ соответствовало 89,2 %. По данным параллельно проведенного ГМЗ-3 укрупненного технологического тестирования руд месторождений Кокпатас и Даугызтау с применением только биотехнологии, извлечение золота соответственно составило 65 и 75 %. Получение рентабельных показателей извлечения золота из данного типа упорных руд на Новоийском ГМК до настоящего времени является сложной технологической проблемой. Таким образом, результаты лабораторных исследований, укрупненных лабораторных испытаний двухстадийной схемы окисления, сочетающей фотоэлектрохимическое воздействие и бактериальное вскрытие минеральной матрицы упорного сырья с применением КМККВ, доказали, что для повышения эффективности извлечения золота необходимо обеспечить глубину процессов окислительной подготовки пульпы к выщелачиванию с довыщелачиванием металла в кучном варианте.

Технологически упорными также могут являться окисленные золотосодержащие руды или техногенное сырье гале-эфельных отвалов, образованных в процессе переработки россыпей, если они содержат такие минералы, как скородит, гетит, гематит, гидрогетит, алунит и др. и (или) остаточное органическое вещество, с включениями ультрадисперсного золота. Для повышения эффективности извлечения золота цианидным выщелачиванием необходима предварительная подготовка упорного сырья пероксидом водорода с последующей обработкой кислородом воздуха. Объект исследований - окисленная золото-кварцевая руда крупностью 30 мм Дарасунского месторождения с содержанием золота - 1,5 г/т (пирит - 3,78 %, арсенопирит - 1,72 %, халькопирит - 0,79 %, кварц - 14,9 %, полевые шпаты - 17,57 %, каолинит - 2,82 %, амфиболы - 43,76 % и др.); масса пробы руды - 250 кг; время выщелачивания - 60 сут. Интенсификация процесса извлечения ультрадисперсного золота цианированием из окисленных руд была достигнута за счет осуществления пероксидной подготовки перед кучным выщелачиванием введением перекиси водорода с последующей подготовкой кислородом воздуха.

Обработку минерального сырья выщелачивающим раствором осуществляли в два этапа: на первом этапе химической смесью, содержащей водный раствор окиси кальция и однопроцентный раствор перекиси водорода, на втором этапе - раствором, полученным после первичной обработки минерального сырья, доукрепленным водным раствором окиси кальция и перекисью водорода, в который вводили цианид натрия до концентрации 0,1 % и количественного соотношения с перекисью водорода от 5:1 до 10:1. Значение рН поддерживалось в пределах 10,5-11,0. При интенсификации процесса извлечение золота возросло на 15,3 % и составило 79,5 % по сравнению с экспериментальным цианидным выщелачиванием (63,2 %). Кроме того, расход цианида натрия сократился на 25 % (с 0,1 до 0,08 %). Установлено оптимальное значение соотношения Н2О2 : NaCN = 10 : 1. В производственных условиях на полигонах выщелачивания для избежания длительного контактирования реагентов между собой перед подачей цианистого раствора на кучу необходимо в тот же насос предварительно подавать Н2О2 (Патент 2361076).

Полупромышленные испытания комбинированных методов кюветного и кучного выщелачивания упорного золотосодержащего сырья на основе направленных фотоэлектрохимических воздействий осуществлялись на лежалых огарках обжига золотосодержащего арсенопиритового флотационного концентрата Дарасунского рудника, принадлежащих ООО НПО «Экопромтехнология» Управляющей компании «Руссдрагмет» (Читинское представительство). Проверяемые параметры - извлечение золота из труднообогатимого минерального сырья.

Формы нахождения золота по результатам фазового анализа, %: золото свободное с чистой поверхностью (амальгамируемое), 23,5; золото цианируемое (в сростках), 40,23; золото, покрытое пленками, растворимыми в кислотах, 8,5; золото в сульфидах, 25,07; золото «запечатанное в кварце», 2,7. Методика проведения испытаний представлена в Патентах 17, 19, 20. Результаты экспериментальных испытаний сравнивались с базовым вариантом ООО «Экопромтехнология» по схеме сорбционного выщелачивания огарков с предварительным раздельным цианированием фракций крупности +0,106 мм и -0,106 мм, полученных измельчением.

Параметры фотоэлектрохимических воздействий: продолжительность облучения 6 мин; продолжительность барботажа 1,5 ч; напряжение в электролизере 20 В; концентрация раствора H2SO4 3 %, продолжительность обработки 8 ч. Параметры биоокисления: крупность исходного материала +12,5 мм; Ж:Т=5:1; температура пульпы 25-30 °С; рН пульпы 2-2,5; расход воздуха 0,3 - 0,4 м3/(м2·мин); минимальная концентрация кислорода в пульпе 2,0 мг/л; количество бактерий в растворе (начало/окончание) (3-4) х 106 / (4-10)х107 кл/мл; применяемые при биоокислении реагенты и их расходы: аммофос 3,2 кг/т, сульфат аммония 8,0 кг/т, серная кислота для приготовления питательной среды, 6,0 кг/т; концентрация в исходной среде: аммофоса 0,45 г/л, сульфата аммония 0,45 г/л, продолжительность биоокисления 48 ч. Технологическая и аппаратурная схемы испытаний представлена на рис. 21 и 22. Результаты полупромышленных испытаний представлены в табл. 2-4.

Таблица 2

Зависимость кислотообразования от продолжительности выщелачивания

Параметры	Продолжительность выщелачивания Fе3+, ч
	0	9	18	27	36	45	54
рН	4,5	2,5	2,1	2	2	1,9	1,7

Таблица 3

Зависимость концентрации Fe3+ в растворе от продолжительности выщелачивания

Параметры	Продолжительность выщелачивания Fе3+, ч
	9	18	27	36	45	54
Концентрация, г/л	14,8	17,1	32,7	62,4	20,0	4,1

Таблица 4

Зависимость содержания золота в твердой и жидкой фазах

от продолжительности цианирования

Продолжительность цианирования, ч	0	1	2	3	4	5	6
Содержание золота в твердой фазе, г/т	7,5	7,4	7,1	6,8	5,5	3,5	1,7
Содержание золота в жидкой фазе, мг/л	0	0,1	0,8	1,3	1,6	1,8	1,92

Результаты полупромышленных испытаний комбинированных методов кюветного и кучного выщелачивания золота из лежалых огарков Дарасунского рудника доказали эффективность технологии за счет интенсификации процесса и повышения сквозного извлечения золота на 16,6 % (с 75,6 до 92,2 %) по сравнению с сорбционным выщелачиванием.

Технико-экономические показатели переработки огарков по базовому и экспериментальному вариантам представлены в табл. 5.



Рис. 22. Схема цепи аппаратов полупромышленных испытаний выщелачивания золота из лежалых огарков Дарасунского рудника:

1 - аэролифт; 2 - аэролифт-электроактиватор; 3 - фотоактиватор воздуха;

4 - компрессор; 5 - блок питания; 6 - контактный чан для культивирования бактерий;

7 - насосный агрегат; 8 - зумпф; 9 - пластинчатый сгуститель; 10 - гидроциклон;

11 - барабанный грохот; 12 - блок-секция выщелачивания (штабель огарков); 13 - сборник золотосодержащих растворов; 14 - сорбционные колонны; 15 - буферная емкость; 16 - промывочный барабанный грохот; 17 - песчаный фильтр.

Таблица 5. Технико-экономические показатели переработки огарков

Наименование показателя, ед. изм.	Показатели
	ООО «Руссдрагмет» (ООО НПО «Экопромтехнология»)
	сорбционное выщелачивание	комбинированные методы кюветного и кучного выщелачивания
Эксплуатационные запасы: минерального сырья, тыс. т	50	50
золота, т	327	327
Содержание золота в исходном сырье, г/т	6,54	6,54
Содержание золота в эксплуатационных запасах, г/т	6,54	6,54
Годовая производительность по сырью, тыс. т	50	50
Годовая производительность по товарной продукции, кг/чел	7,97	9,73
Срок отработки запасов, лет	1	1
Срок строительства предприятия, лет	0,5	0,5
Извлечение золота в сплав Доре, %	75,6	92,2
Содержание золота в сплаве Доре, %	80	80
Извлечение золота при аффинаже, %	99,85	99,85
Годовой выпуск товарной продукции, кг	247,21	301,49
Выпуск золота за весь срок эксплуатации, кг	247,21	301,49
Цена 1 г золота, р.	1000	1000
Годовой выпуск товарной продукции, тыс. р.	247210	301490
Общие капитальные вложения , тыс. р.	39989,92	25571,58
Полная себестоимость переработки 1 т сырья, р.	4246,18	4488,29
Себестоимость 1 г металла, р.	858,82	744,35
Балансовая прибыль, тыс. р.	34900,91	77075,34
Налог на прибыль, тыс. р.	6282,16	13873,56
Чистая годовая прибыль, тыс. р.	28618,75	63201,78

КМККВ золота прошли апробацию на техногенной россыпи (гале-эфельных отвалах ООО «Артель старателей «Бальджа»» вAu = 0,3 г/т), сквозное извлечение золота по КМККВ составило 91,7 %, в том числе 83,5 % - в кучном варианте песковой фракции, а при прямом цианировании извлечение, полученное экспериментально составило 64,1 %. Полученные результаты позволили доказать преимущества КМККВ. На основании технико-экономических расчетов определено минимальное содержание золота в техногенном сырье гале-эфельных отвалов для рентабельной переработки отходов, которое составило 0,5 г/т. КМККВ золота из техногенных россыпей устраняют недостатки классического кюветного выщелачивания - низкую интенсивность массообменных процессов и кучного выщелачивания - ограниченность проникновения раствора в минеральную матрицу магнититовой фракции с инкапсулированным золотом, а также повышают эффективность и интенсивность процесса извлечения ценного компонента из отходов горных предприятий.

Разработана методология выбора рациональных схем переработки труднообогатимого золотосодержащего сырья. КМККВ имеют большие перспективы применения на золотодобывающих предприятиях России и, в частности, Забайкалья. В Забайкалье открыто и в различной степени изучено более 1000 месторождений и рудопроявлений коренного и россыпного золота. Причем доля коренного золота составляет около 90 %. Минеральные объекты золотодобычи имеют различный вещественный состав и представлены 41 месторождением, из которых 22 собственно золоторудных и 19 комплексных с доминированием пирита, арсенопирита, галенита, сфалерита, золота в упорной форме. Кроме того, для КМККВ может быть использовано техногенное сырье, представленное отвалами бедных и забалансовых руд, хвостами обогатительных фабрик, гале-эфельными отвалами переработки россыпей. Для россыпных месторождений гале-эфельных отвалов, хвостов ШОУ характерно тонкое и чешуйчатое золото, золото в «рубашке» и также его ультрадисперсные включения в окислы железа и сульфидные шлиховые минералы. Например, на основании опубликованных материалов подсчитаны для Забайкалья следующие потенциальные запасы золота: 1) 152 т - техногенное сырье по 12 золотосодержащим объектам (вAu= 0,2-6,2 г/т, вAuср= 0,63-1,5 г/т); 2) 96 т - бедные руды по 10 золотосодержащим объектам (вAuср= 1,0-2,0 г/т).

Для промышленной реализации технологии КМККВ, в том числе в условиях Забайкалья, где сконцентрировано большое количество золоторудных месторождений, как текущей добычи, так и потенциально перспективных, а также некондиционных руд, техногенных отходов с большим периодом консервации, необходимо классифицировать упорное минеральное сырьё в зависимости от вещественного состава на технологические типы и складировать на специальных площадках, а затем последовательно перерабатывать по гибкой оперативно перестраивающейся технологии КМККВ. Следует также отметить высокую экологичность КМККВ за счет применения активного кислорода как экологически безвредного соединения, снижение токсичности реагентов в жидкой фазе хвостов и их миграционной активности, рациональное использование природных ресурсов при переработке техногенного, некондиционного сырья и уменьшение потерь золота.

ЗАКЛЮЧЕНИЕ

В диссертации на основании выполненных теоретических и экспериментальных исследований разработаны эффективные комбинированные методы кюветного и кучного выщелачивания упорного золотосодержащего сырья на основе направленных фотоэлектрохимических воздействий, позволяющие решить крупную хозяйственную проблему в горной отрасли и вовлечь в переработку упорное и техногенное минеральное сырьё.

Основные научные и практические результаты заключаются в следующем:

Дано теоретическое обоснование физико-химической модели и механизма процессов двухстадийного окисления минеральной матрицы для эффективной подготовки упорного сырья к выщелачиванию, которое осуществляется в две стадии: первая - первичное окисление поверхности сульфидных минералов физико-химическим методом на основе направленных фотоэлектрохимических воздействий с развитием контактной поверхности, концентрированием растворенного кислорода, ионов водорода и двухвалентного железа в пленочной воде, контактирующей с минеральными частицами, и формированием микроучастков с элементной серой; вторая - доокисление кислород - и (или) хлорсодержащими реагентами, синтезируемыми в электрохимическом и (или) фотоэлектрохимическом реакторах, и (или) бактериями Acidithiobacillus ferrooxidans и Acidithiobacillus thiooxidans. Обоснованы регулируемые параметры двухстадийного окисления для интенсификации процесса извлечения золота из упорного сырья.

Выявлено, что уровень извлечения золота определяется выбором эффективных окисляющих агентов, способом проведения активации и наличием сорбционно-активных компонентов, усложняющих процесс извлечения металла. Установлено, что направленные фотоэлектрохимические воздействия изменяют вещественно-структурные параметры матрицы сульфидных минералов, что сопровождается существенным увеличением концентрации Fe3+ с 5,0 до 70,0 г/л и мышьяка с 110 до 180 мг/л в жидкой фазе и степени окисления сульфидов на 19,9-26,1 % и сульфидной серы на 15,9-21,9 %, Eh с 480 до 780 мВ. При этом наблюдается снижение рН с 4,5 до 2,0, образование новых минеральных фаз - магнетита, гематита, скородита, элементной серы.

Установлена высокая эффективность пероксидной и хлоридно-пероксидной подготовки упорного сырья двухстадийным окислением (фотоэлектрохимическим и бактериальным) к выщелачиванию с учетом особенностей вещественного состава и форм нахождения золота. При этом прирост извлечения золота составил: огарков 21,8 % (с 70,3 до 92,1 %) в жидкую фазу и 18,4 % (с 76,8 до 95,2%) на смолу; отвальных хвостов 13,6 % (с 30,1 до 43,7 %) в жидкую фазу и 11,6 % (с 35,2 до 46,8 %) на смолу; сульфидной руды 46,9 % (с 40,2 до 87,1 %) в жидкую фазу и 41,1 % (с 48,4 до 89,5 %) на смолу.

Экспериментально установлены рациональные параметры фотоэлектрохимических воздействий: продолжительность облучения (5-8 мин), продолжительность барботажа (1,5-2 ч), напряжение на электродах в электролизере (20-30В), концентрация раствора H2SO4 (3-4 %), расход NaCl (10-20 г/т).

Впервые на основании обработки экспериментальных данных двухстадийного окисления с использованием математической статистики по методу Протодьяконова получены следующие зависимости для сульфидных руд и техногенного сырья: уравнения, характеризующие степень окисления сульфидных минералов и сульфидной серы, от продолжительности фотоэлектрохимического окисления; обобщенные уравнения связи (степени двухстадийного окисления) от нескольких переменных (параметров фотоэлектрохимических воздействий). На основании математической обработки экспериментальных данных, полученных в ходе лабораторных исследований, выведена эмпирическая формула зависимости извлечения золота из упорного сырья от геолого-минералогических и технологических параметров.

Обоснованы и разработаны комбинированные методы кюветного и кучного выщелачивания упорного золотосодержащего сырья с двухстадийным окислением в зависимости от вещественного состава. Реализацию технологии предложено осуществлять в два этапа: первый этап - в кювете с локальной активацией пульпы физико-химическими методами, последующим доокислением мелкодробленой руды бактериями Acidithiobacillus ferrooxidans и Acidithiobacillus thiooxidans или химическими методами с применением сильных окислителей, обеспечивающими полноценное проникновение реагентов в минеральную матрицу; второй этап - выщелачивание песковой фракции в кучном варианте и раздельным извлечением золота из глинисто-шламистой фракции. Физико-химическая интенсификация процесса кучного выщелачивания достигается путем подачи вторичного активного раствора, образуемого в процессе выщелачивания глинисто-шламовой фракции. Рекомендуемые режимные параметры и аппаратурное оформление для осуществления процесса защищены Патентом 2350665.

Достигнута эффективная подготовка следующих типов упорного золотосодержащего сырья к выщелачиванию на основе учета особенностей вещественного состава и форм нахождения золота:

- сложных сульфидных руд и техногенного сырья с включениями сульфосолевых и сульфоарсенидных микроминералов - пероксидной подготовкой, интенсифицирующей процесс окисления минералов-носителей золота бактериями Acidithiobacillus ferrooxidans и Acidithiobacillus thiooxidans за счет создания благоприятных условий для развития микроорганизмов на основе фотоэлектрохимических воздействий. В результате окисления снижется рН с 4,5 до 2,0, увеличивается Eh с 490 до 760 мВ, повышается концентрация Fe3+ с 5,1 до 63,9 г/л, количество окисленной серы увеличивается в 4,25 раза, что уменьшает продолжительность последующего доокисления по сравнению с технологией без предварительной подготовки с пяти суток до двух. Содержание золота в хвостах переработки уменьшается в 2,8 раза (с 5,0 до 1,7 г/т), а прирост извлечения золота по твердой фазе возрастает на 18 % (с 78,26 до 96,26 %) - Патент 2361937;

- сульфидно-углистых руд - хлоридно-пероксидной подготовкой, обеспечивающей интенсивное окисление поверхности сульфидных минералов и органических (углистых) золотосодержащих включений, увеличение контактной поверхности и скорости последующего биоокисления. Установлено, что при применении комплекса управляемых фотоэлектрохимических воздействий на минеральную, водную, реагентную среды с использованием последующего биоокисления извлечение золота в кюветном варианте увеличилось на 28 % (с 40 до 68 %) в сравнении с контрольным вариантом (только биоокисление). Сквозное извлечение золота с применением комбинированных методов кюветного и кучного выщелачивания составило 89,2 %;

- техногенного сырья, образованного в процессе обогащения россыпей с ультрадисперсными включениями золота в магнетитовой фракции - хлоридно-пероксидной подготовкой на основе направленных фотоэлектрохимических воздействий и порционной активации пульпы с последующей обработкой растворами, содержащими активный кислород;

- окисленных золото-кварцевых руд и техногенного сырья - предварительной подготовкой пероксидом водорода с последующей обработкой кислородом воздуха. Установлено оптимальное значение соотношения окислителя и комплексообразователя, которое составило Н2О2 : NaCN = 10 : 1. Извлечение металла увеличилось на 15,3 % (составило 79,5 %) по сравнению с экспериментальным цианидным выщелачиванием (63,2 %), сократился расход цианида натрия на 25 % (с 0,1 до 0,08 %) - Патент 2361076.

Получен прирост извлечения золота КМККВ из сульфидной руды 25 % (с 67,0 до 92,0 %) по сравнению с классическим методом кучного выщелачивания (данные укрупненных лабораторных испытаний).

Получен прирост извлечения золота КМККВ (полупромышленные испытания) из техногенного сырья лежалых огарков 16, 6 % (с 75,6 до 92,2 %) по сравнению с сорбционным выщелачиванием и гале-эфельных отвалов - 27,6 % (с 64,1 до 91,7 %) по сравнению с прямым цианированием.

Предложены технические решения интенсификации кучного выщелачивания металла из упорных руд КМККВ, позволяющие увеличить извлечение золота на 5-10 %:

- в совместном окомковании забалансовой руды и лежалых хвостов в соотношении 1:1 при рудоподготовке (Патент 2283883);

- в специальной отсыпке штабеля путем выделения однородных по фракциям кусков руды с наклоном слоёв от центра к боковым поверхностям и орошением кучи под водорастворонепроницаемой светопрозрачной пленкой и ориентацией штабеля руды широкой частью на юг (Патент 2283879);

- в отсыпке слоев руды, предварительно выделенной по фракциям крупности, и последующей обработкой каждого слоя выщелачивающим раствором цианида повышенной концентрации до полного влагонасыщения и выстаивания в течение нескольких суток с последовательным уменьшением концентрации реагента и времени выщелачивания от нижнего слоя к верхнему (Патент 2351664).

Доказана технологическая (еAu=92,2 %) и экономическая эффективность применения КМККВ (полупромышленные испытания) при переработке лежалых огарков (50 тыс. т) с получением чистой годовой прибыли 63,2 млн р., а также технологическая эффективность (еAu=91,7 %) КМККВ (полупромышленные испытания) золота из гале-эфельных отвалов с возможностью рентабельной переработки при минимальном содержании ценного компонента 0,5 г/т. Разработана методология выбора рациональной технологической схемы переработки упорного золотосодержащего сырья с учетом особенностей применяемых окисляющих агентов и способов проведения активации. Рассмотрены перспективы применения КМККВ для переработки бедного и техногенного сырья.

...