Уральская золотоносная провинция (которую иногда называют золотым поясом Урала) эксплуатируется в промышленных масштабах уже более 200 лет, и запасы в недрах подходят к концу, причем остатки представляют собой бедные и особо бедные руды с высокой упорностью, с вредными примесями (мышьяк, теллур и др.) и антитехнологичными битумными включениями. По утверждениям геологов, запасов относительно бедных руд хватит еще на несколько десятилетий. В связи с вовлечением в переработку все более бедных руд затраты на каждый грамм извлеченного золота растут, а рудник перестает приносить прибыль.
Горная порода с низким содержанием золота березит получила название по имени рудника — Березовский
Фото: worldofgems.ru
Вместе с учеными из Уральского федерального университета специалисты ООО "Березовский рудник" разработали ряд усовершенствований технологии извлечения золота, которые могут быть полезны не только для переработки концентратов рудника, но и для многих других видов золотосодержащего сырья, и получили на них девять патентов.
В частности, в соответствии с патентом РФ 2307181 (2007) руды и концентраты смешивают с карбонатом кальция при расходе 100-120% от стехиометрически необходимого для полного связывания серы в гипс и обжигают при температуре выше 550°С. Золото из полученного огарка извлекают флотацией. Применение этого способа исключает выделение вредного для экологии газа SO2 и повышает извлечение золота на 5-8%. Принципиально важно, что более рыхлая структура огарка и большая освобожденность частиц золота позволяет применить для извлечения золота не цианидное выщелачивание, а экологически щадящую флотацию. При использовании традиционных условий флотации (собиратель — ксантогенат, вспениватель Т-66) в концентрат переходят металлическое золото и недоокисленные сульфиды. Теоретически содержание золота в концентрате может достигать нескольких процентов, но на практике концентрат содержит не более 1-5 кг/т. Материал с минимальными затратами перерабатывают известными методами и далее отправляют на аффинажный завод. Извлечение золота составляет не менее 92%.
В патенте 2439176 (2012) предложен экологически чистый метод извлечения золота из богатых гравитационных концентратов с содержанием золота на уровне 0.1% и больше. Концентрат шихтуют со свинецсодержащими материалами, восстановителем и шлакообразующими флюсами. Очень важно, что в большинстве случаев свинец в достаточном количестве изначально присутствует в концентрате в виде галенита PbS. В качестве восстановителя используют металлическое железо. Осадительно-коллектирующую плавку шихты проводят при температуре 1100-1200°С. Сера, содержащаяся в концентрате, образует штейновую фазу, при этом ее выделение в атмосферу в оптимальных условиях исключено. Образующийся золото-свинцовый сплав подвергают электролитическому растворению в азотнокислом электролите при анодной плотности тока 800-1500 А/м2 и непрерывной подаче в электролизную ванну свежего электролита, содержащего 15-30 г/л HNO3 с расходом, при котором вытекающий из ванны товарный электролит содержит 1-3 г/л HNO3 и 50-100 г/л Pb (NO3)2. При этом для предотвращения восстановления свинца катод отделяют от анода анионообменной мембраной. Золото выделяют в шлам, а из электролита осаждают свинец в виде труднорастворимой соли, которую при необходимости возвращают на плавку. Штейн и шлак плавки, в которых неизбежно остается часть золота, отправляют на цианирование. Этот метод увеличивает извлечение золота.
Способ, запатентованный под номером 2479650 (2013), нацелен на руды с высоким содержанием органического углерода — около 1%, представленного битумоидной и органоминеральной формами. Способ включает обработку золотосодержащего материала в атмосфере водяного пара в смеси с кислородом при температуре 300-500°C при содержании кислорода в газовой смеси в пределах 10-20%. В результате окисления органического углерода частицы металлического золота освобождаются для последующего выщелачивания. Установлено, что органические соединения золота при этом разрушаются, золото трансформируется в легкоцианируемую форму. Этот способ обеспечивает снижение температуры и затрат при подготовке упорных руд и концентратов к выщелачиванию.
Рис. 01 Схема устройства для выщелачивание
Устройство включает в себя реактор 1, снабженный механической мешалкой 2, циркуляционный насос 8, всасывающий выщелачиваемую смесь из нижней части реактора, камеру 3, снабженную соплами 4 для нагнетания в камеру циркулирующей смеси и эжекторами 5 для нагнетания газообразного окислителя, трубопровод 6, соединяющий насос 8 и камеру 3, клапан 7.
Рис.02 Устройство для выщелачивания золота (патент 2526350)
Исходный дисперсный материал (руда, концентрат, шлам и т.д.), содержащий золото, вместе с выщелачивающим реагентом в виде пульпы с помощью насоса 7 загружают в реактор до уровня, при котором выходной патрубок 3 оказывается погруженным в реакционную смесь. Жидкая часть (слив) реакционной смеси через выходной патрубок реактора выводится в контур внешней циркуляции и под давлением возвращается насосом 7 в нижнюю часть конуса реактора через сопло нагнетающего патрубка 6 . Введение в устройство контура внутренней циркуляции пульпы повышает в 1.3-1.5 раза скорость выщелачивания золота из концентрата.
рис. 03 Вариант конического реактора для выщелачивания золота (патент 2537632)
Устройство включает в себя циркуляционный насос 1 , конический реактор 2 , соединительные трубы 3 , выходной патрубок реактора 4 , входной патрубок реактора 5 , сопло эжектора 6 , всасывающую камеру эжектора 8 , диффузор эжектора 9 . Для разгрузки реактора по окончании выщелачивания служит патрубок 7 , снабженный вентилем. По словам гендиректора "Березовского рудника" Фарида Набиуллина, этот реактор прошел опытно-промышленные испытания, обеспечив увеличение скорости выщелачивания в два раза по сравнению со старым оборудованием.
Три патента [рис. -01-03] описывают эволюционно связанные конструкции устройств для высокоинтенсивного цианистого выщелачивания золота из концентратов.
Патент 2532576 (2014) объединяет цианирование в реакторах и кучное выщелачивание. Способ включает стадийное цианистое выщелачивание золота. На первой стадии измельченный исходный материал при перемешивании выщелачивают оборотным цианистым раствором. Из продукта первой стадии выделяют классификацией песковую фракцию. На второй стадии песковую фракцию выщелачивают в цианистом растворе с концентрацией NaCN 0,5-2 г/л. При этом растворы, полученные на второй стадии, направляют для выщелачивания исходного материала. Золото извлекают из растворов выщелачивания первой стадии. Кеки выщелачивания первой и второй стадий смешивают со связующим и пористым наполнителем, смесь гранулируют, складируют в виде штабеля и дополнительно извлекают золото из штабеля кучным выщелачиванием. В качестве пористого наполнителя используют золу сжигания каменных углей в количестве 5-10% от массы кеков. Кучное выщелачивание золота проводят обеззолоченным раствором с содержанием 0.1-0.5 г/л NaCN. Продуктивный раствор с кучного выщелачивания подкрепляют цианидом и направляют на стадию выщелачивания песковой фракции. В результате суммарное извлечение золота из концентратов повышается на 4-5%.
Наконец, патент 2541236 (2015) фиксирует способ 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. После обработки кек отделяют от раствора и подвергают цианированию. Отделенный от кека раствор возвращают для обработки новой порции сырья в растворе сульфита натрия. Техническим результатом является повышение скорости растворения золота при цианировании на 20-30% за счет разрушения прочной связи между золотом и теллуром.
Следует помнить, что теллурид золота является типичным труднорастворимым соединением. На практике при переработке теллуристых руд проводят окислительное выщелачивание. Мы предложили перед цианированием проводить восстановительную обработку, целью которой является разрушение прочной связи между золотом и теллуром. Из числа наиболее доступных восстановителей рекомендуется использовать сульфит натрия. В растворе Na2SO3 концентрация растворенного кислорода, обусловливающего протекание выщелачивания в окислительном режиме, снижается до величины 0.1-1.0 мг/л. Другими словами, введение в раствор сульфита натрия снижает окислительный потенциал и создает условия для восстановительной обработки.
Комплексное решение проблем цианистого выщелачивания золота в обязательном порядке должно включать экологические аспекты. В патенте 2526069 (2014) предложен способ обезвреживания отработанных цианистых растворов с использованием современных электрофизических методов. Способ включает обработку растворов электрическими импульсами высокого напряжения и отличается тем, что в исходный раствор перед обезвреживанием добавляют соединения железа, а также тем, что в обеззараживаемый раствор добавляют пирит в количестве 10-100 кг на 1 т раствора. При этом смесь обеззараженного раствора и пирита после электроимпульсной обработки подают на флотацию золотосодержащей сульфидной руды. Предлагаемый способ основан на идее генерировать в растворе во время электроимпульса не только активный и относительно неустойчивый озон, но и какой-либо более устойчивый продукт, обладающий окислительным потенциалом, достаточным для окисления цианида. Из числа доступных этому условию удовлетворяют соединения на основе железа, например сульфат или гидроксид Fe+2. В качестве источника железа можно использовать растворимые соли, а также его труднорастворимые соединения. Исследования показали, что сульфиды железа — пирит и пирротин — энергично окисляются озоном: 2FeS2 + 5O3 + H2O = Fe2 (SO4)3 + H2SO4, — и, в конечном итоге, способствуют обезвреживанию цианида. Это техническое решение дает возможность снизить расход электроэнергии на обезвреживание более чем в три раза и сократить потери золота со сбросом.