СПОСОБ КУЧНОГО ВЫЩЕЛАЧИВАНИЯ РУД Российский патент 1994 года по МПК C22B11/08 

Описание патента на изобретение RU2009234C1

Изобретение относится к геотехнологии и может быть использовано при цианидном выщелачивании золота из горно-рудной массы, сложенной в штабеля или кучи.

Известен способ кучного цианирования золота, согласно которому дробленная горно-рудная масса укладывается на гидроизоляционное основание и подвергается выщелачиванию. Подача выщелачивающего реагента (цианистого калия) может осуществляться различными способами.

Способ предусматривает непрерывное и равномерное орошение руды в течение всего процесса (обычно продолжительность отработки кучи составляет в среднем 2-3 месяца) раствором цианистого калия (от 0,5 до 2,0 г/л) с добавками защитной щелочи, необходимой для стабилизации реагента в растворе. Этот способ позволяет достичь равномерного распределения цианида по всему объему горно-рудной массы, регулировать исходную концентрацию цианида, по необходимости снижая ее. Но он экологически небезопасен, поскольку, несмотря на все природоохранительные мероприятия, полностью исключить загрязнение атмосферы за счет испарений высокотоксичного (СДЯВ) цианосодержащего раствора при столь продолжительном процессе на практике достаточно сложно.

Второй способ основан на введении хорошорастворимой сухой соли КСN непосредственно в горно-рудную массу при отсыпке кучи. При цианировании агломератов цианиды вводятся на стадии окомкования. Затем проводится орошение руды многокомпонентным раствором щелочи. Этот способ позволяет исключить возможные испарения циансодержащего раствора при орошении, но имеет свои негативные стороны. Во-первых, относительно высок удельный расход реагента, вводимого в заведомом избытке; во-вторых, концентрации реагента в растворе неравномерно распределены по объему горно-рудной массы, возможно образование областей локального пересыщения.

Как известно, процесс цианирования золота протекает в соответствии с уравнением 4 Aи + 8 КСN + O2 + 2H2O = 4 K [Aи (СN)2] + + 4 KOH
С помощью стехиометрического расчета нетрудно установить, что расход цианистого калия на непосpедственное цианирование 1 г золота не превышает 0,66 г. На практике его расход в процессах кучного выщелачивания оценивается в 1-2 кг/т руды. При содержании золота, например, 10 г/т, он составляет 0,1-0,2 кг/г золота. Таким образом, реальный расход цианистого калия превосходит стехиометрический более чем в 100-200 раз. Отсюда следует, что цианистый калий в процессах кучного выщелачивания расходуется крайне непроизводительно. Известно также, что реакция цианирования протекает с относительно высокой скоростью, особенно при выщелачивании руд, содержащих тонкодисперсное золото, что подтверждают наши лабораторные исследования, описанные ниже.

Целью изобретения является снижение токсичности продуктивных золотосодержащих растворов и экономия выщелачивающего реагента (цианистого калия).

Поставленная цель достигается тем, что выщелачивающий раствор, содержащий цианистый калий и едкое кали (натр), подается на орошение только в начальный период кучного выщелачивания в количестве, не превышающем внутрипоровый объем горно-рудной массы (только до состояния полного смачивания), а затем влагонасыщенная ("зацианированная") руда выдерживается, а выщелачивание золота проводится слабым бесцианидным раствором едкого кали (натра).

Патентуемый способ исходит из предположения, что комплекс K[Aи(СN)2] образуется, по-видимому, достаточно быстро (во время заполнения внутрипорового объема циансодержащим реагентом и последующей выдержки), особенно при цианировании руд, содержащих тонкодисперсное золото. Дальнейшее применение растворов цианистого калия для орошения нецелесообразно, поскольку процесс комплексообразования уже завершен, но реагент будет продолжать расходоваться в результате окисления цианидов до цианатов (что возможно, особенно в присутствии ионов меди; на выщелачивание др. компонентов (например: меди, кадмия, серебра, цинка) процесс цианирования которых более продолжителен, чем тонкодисперсного золота; а также в результате разложения цианидов при контакте с горно-рудной массой. Это предположение подтверждается результатами экспериментов, приведенными ниже.

На чертеже прямая 1 практически прямо пропорциональна во времени. Таким образом, требуется только элюировать уже образованный комплекс K[Aи(CN)2] , что может быть осуществлено с помощью бесцианидного раствора.

Цианированию подвергались золотосодержащие руды, представляющие собой гематит-кварцевые метасоматиты по доломитовым брекчиям с 25-30% -ной примесью охристых глин и относящиеся к убого-сульфидным рудам. Содержания сурьмы и мышьяка 0,1 и 0,038% соответственно. Тонкодисперсное золото со средним размером золотинок менее 1-2 микрон преимущественно ассоциировано с гематитами.

Цианированию подвергалась шихта золотосодержащих руд, имеющая следующий гранулярный состав (см. табл. 1).

В лабораторных условиях были проведены 2 опыта. В одном из них (способ-прототип, опыт 1) - выщелачивание проводилось раствором, содержащим 2 г/л KCN + 2 г/л КОН, который подавался на орошение непрерывно в течение всего процесса цианирования, а в другом (предлагаемый способ, опыт 2) - тот же раствор подавался только на заполнение внутрипорового объема, который предварительно экспериментально был определен. Для шихты указанного состава его величина оценивается в 17-18% . Затем следовала суточная выдержка и орошение раствором 1 г/л КОН. Навески шихты по 8 кг загружались в перколяторы диаметром 95 мм и высотой 1 м. Продуктивные растворы отбирались порционно и анализировались на остаточные содержагия цианидов иодометрическим способом с порогом чувствительности γ= 10 мг/л, а золота - атомно-абсорбционным (γ= 0,05 мг/л). После окончания выщелачивания (при снижении концентрации золота в продуктивном растворе до 0,1 мг/л) опыты прекращались, а кеки обесцианировались, высушивались, истирались и анализировались на остаточное содержание золота пробирным методом ( γ= 0,2 г/т).

На чертеже представлены сравнительные результаты обоих опытов. Из (а) следует, что процесс извлечения золота протекает практически с одинаковой интенсивностью, в обоих случаях достигнуто извлечение 95-96% за примерно равное время (14-15 сут); (б) иллюстрирует зависимость расхода реагента в процессе цианирования. В опыте 1 (прямая 1) - это прямо пpопорциональная зависимость во всем диапазоне извлечений (даже когда процесс извлечения золота практически завершен), т. е. расход цианистого калия не зависит от количества извлеченного золота. Его величина составила 0,08% к весу руды при извлечении золота 95% (14 сут выщелачивания). В опыте 2 при одноразовой подаче KCN на заполнение внутрипорового объема его расход оценивается (для того же уровня извлечения золота и времени) в 0,038% , что в 2 раза меньше, чем для опыта 1. Остаточные концентрации CN- в пpодуктивных растворах для опыта 1 составили 100-250 мг/л, для опыта 2 - практически не обнаружено (в первой порции растворов - следы).

Таким образом, предлагаемый способ при практически одинаковых технологических показателях по извлечению перед способом-прототипом имеет следующие экономические и, главным образом, экологические преимущества. Его применение позволит: снизить расход цианистого калия в среднем в 2 раза (0,038 против 0,08% ); достичь следовых концентраций высокотоксичного свободного CN- в продуктивных растворах (следы против 100-250 мг/л); сократить период орошения СДЯВами в среднем в 2 раза, что в сильной степени уменьшит вероятность негативного воздействия кучного цианирования на природу.

Экономическая эффективность от применения предлагаемого способа можно оценить, исходя из возможных масштабов кучного цианирования (табл. 2)
Таким образом, только за счет экономии расхода реагента в 2 раза, что реально достижимо при применении предлагаемого способа, экономический эффект оценивается примерно в 16 тыс. руб.

Рассчитанный экономический эффект не учитывает сокращения затрат на обесцианирование сбросных растворов, которые будут минимальными при использовании предлагаемого способа.

Сокращение расхода высокотоксичного реагента, времени его использования и получение золотосодержащих растворов, практически не содержащих свободные цианиды, невозможно оценить одними только экономическими показателями. Огромное значение имеет уменьшение вероятности загрязнения СДЯВами окружающей среды, что не поддается экономической оценке. (56) Trends in gold production technology - Metall Bulletin Monthly. December, 144, p. - 7-29.

Ouinston F. N. Mc. , Schocmaker K. S. Gold and silver cyanidation plant practic, 1981, v. 2, New-Jork.

Похожие патенты RU2009234C1

название год авторы номер документа
СПОСОБ ИЗВЛЕЧЕНИЯ ЗОЛОТА ИЗ БЕДНЫХ РУД И УСТРОЙСТВО ДЛЯ ЕГО ОСУЩЕСТВЛЕНИЯ 1992
  • Хомутов В.В.
  • Дорофеев С.И.
  • Бейлин А.Ю.
  • Фонберштейн Е.Г.
  • Пучков Н.А.
RU2095448C1
СПОСОБ КУЧНОГО ВЫЩЕЛАЧИВАНИЯ ЗОЛОТА ИЗ ОКИСЛЕННЫХ И СМЕШАННЫХ РУД 2007
  • Шумилова Лидия Владимировна
  • Резник Юрий Николаевич
  • Зыков Николай Васильевич
  • Добромыслов Юрий Павлович
  • Конарева Татьяна Геннадьевна
RU2361076C1
КОМБИНИРОВАННЫЙ СПОСОБ КУЧНОГО ВЫЩЕЛАЧИВАНИЯ ЗОЛОТА ИЗ УПОРНЫХ СУЛЬФИДНЫХ РУД 2012
  • Заболоцкий Александр Иванович
  • Гребнев Геннадий Сергеевич
  • Федотов Александр Дмитриевич
  • Станков Дмитрий Владимирович
RU2502814C2
СПОСОБ КУЧНОГО ВЫЩЕЛАЧИВАНИЯ ЗОЛОТА 2017
  • Лобанов Владимир Геннадьевич
  • Наумов Константин Дмитриевич
  • Зелях Яков Дмитриевич
  • Крутиков Иван Михайлович
RU2680120C1
СПОСОБ ИЗВЛЕЧЕНИЯ ЗОЛОТА КУЧНЫМ И ПЕРКОЛЯЦИОННЫМ ВЫЩЕЛАЧИВАНИЕМ ИЗ УПОРНЫХ УГЛИСТЫХ РУД, ОБЛАДАЮЩИХ СОРБЦИОННОЙ АКТИВНОСТЬЮ 2018
  • Дементьев Владимир Евгеньевич
  • Войлошников Григорий Иванович
  • Гудков Сергей Станиславович
  • Мусин Евгений Дмитриевич
  • Коблова Полина Олеговна
RU2700893C1
ЛИНИЯ ПЕРЕРАБОТКИ ГЛИНИСТЫХ ЗОЛОТОСОДЕРЖАЩИХ РУД 1998
  • Кайсин А.С.
  • Кычкин В.Р.
  • Чернов В.К.
  • Ращенко А.Ф.
  • Дементьев В.Е.
  • Войлошников Г.И.
  • Шешин В.А.
  • Лавриков М.М.
  • Бескровный В.Е.
RU2141537C1
СПОСОБ ИЗВЛЕЧЕНИЯ УРАНА ИЗ РУДНЫХ МАТЕРИАЛОВ 2000
  • Филиппов А.П.
  • Нестеров Ю.В.
  • Шаталов В.В.
  • Кротков В.В.
  • Мимонов А.В.
RU2165994C1
СПОСОБ КУЧНОГО ВЫЩЕЛАЧИВАНИЯ ДИСПЕРСНОГО ЗОЛОТА ИЗ УПОРНЫХ РУД 2014
  • Секисов Артур Геннадиевич
  • Манзырев Дмитрий Владимирович
  • Лавров Александр Юрьевич
  • Емельянов Сергей Степанович
RU2566231C1
СПОСОБ ИЗВЛЕЧЕНИЯ МЕТАЛЛОВ ИЗ МЕТАЛЛСОДЕРЖАЩЕГО МИНЕРАЛЬНОГО СЫРЬЯ 2010
  • Фомин Александр Михайлович
  • Хадарцев Олег Мисостович
  • Тюремнов Александр Вадимович
RU2476610C2
СПОСОБ КУЧНОГО ВЫЩЕЛАЧИВАНИЯ ЗОЛОТА ИЗ УПОРНЫХ РУД 2014
  • Секисов Артур Геннадиевич
  • Ланков Борис Юрьевич
  • Гринченко Ирина Васильевна
  • Лавров Александр Юрьевич
  • Королев Вячеслав Сергеевич
  • Авилов Олег Николаевич
  • Зыков Николай Васильевич
  • Рубцов Юрий Иванович
  • Ложкин Леонид Владиславович
RU2580356C1

Иллюстрации к изобретению RU 2 009 234 C1

Реферат патента 1994 года СПОСОБ КУЧНОГО ВЫЩЕЛАЧИВАНИЯ РУД

Изобретение относится к геотехнологии и может быть использовано при осуществлении цианидного выщелачивания золота из горно-рудной массы, сложенной в штабеля, кучи. Сущность: цианирование руд, содержащих тонкодисперсное золото, осуществляют орошением щелочным циансодержащим раствором в количестве, не превышающем внутрипоровый объем горно-рудной массы. Проводят выдержку, а затем выщелачивают золото бесцианидным раствором едкого кали (натра). 2 табл. 1 ил.

Формула изобретения RU 2 009 234 C1

СПОСОБ КУЧНОГО ВЫЩЕЛАЧИВАНИЯ РУД, содержащих тонкодисперсное золото, включающий орошение горно-рудной массы растворами цианистого калия, отличающийся тем, что, с целью снижения токсичности продуктивных растворов и экономии выщелачивающего реагента, циансодержащий раствор подают на орошение в количестве, не превышающем внутрипоровый объем горно-рудной массы, проводят выдержку и затем ведут выщелачивание золота бесцианидным раствором едкого кали или едкого натра.

RU 2 009 234 C1

Авторы

Остроумова И.Д.

Рысев В.П.

Сахьянов Л.О.

Фазлуллин М.И.

Менчинский В.В.

Пан В.П.

Даты

1994-03-15Публикация

1991-11-25Подача