WWW.DISSERS.RU

БЕСПЛАТНАЯ ЭЛЕКТРОННАЯ БИБЛИОТЕКА

   Добро пожаловать!


 

На правах рукописи

ШУМИЛОВА Лидия Владимировна

КОМБИНИРОВАННЫЕ МЕТОДЫ КЮВЕТНОГО И КУЧНОГО

ВЫЩЕЛАЧИВАНИЯ УПОРНОГО ЗОЛОТОСОДЕРЖАЩЕГО

СЫРЬЯ НА ОСНОВЕ НАПРАВЛЕННЫХ

ФОТОЭЛЕКТРОХИМИЧЕСКИХ ВОЗДЕЙСТВИЙ

Специальность 25.00.13 Обогащение полезных ископаемых

АВТОРЕФЕРАТ

диссертации на соискание ученой степени

доктора технических наук

Чита - 2010

Работа выполнена в ГОУ ВПО «Читинский государственный университет»

на кафедре «Обогащение полезных ископаемых и вторичного сырья»

Научный консультант

доктор технических наук, профессор

Резник Юрий Николаевич

Официальные оппоненты:

доктор технических наук, профессор

Адамов Эдуард Владимирович

доктор технических наук, профессор

Федотов Константин Вадимович

доктор технических наук, профессор

Хатькова Алиса Николаевна

Ведущая организация

Иркутский научно - исследовательский институт благородных и редких металлов и алмазов (ОАО)

Защита состоится  26 ноября 2010 г. в 10 часов на заседании диссертационного совета Д 212.299.01 при Читинском государственном университете по адресу: 672039, г. Чита, ул. Александро-Заводская, 30.

Отзывы на автореферат в двух экземплярах, заверенные печатью организации, просим направлять по адресу: 672039, г. Чита, ул. Александро-Заводская, 30, ЧитГУ, ученому секретарю диссертационного совета Д 212.299.01

Факс (3022) 41-64-44;                         E-mail: root@chitgu.ru.

С диссертацией можно ознакомиться в научной библиотеке Читинского государственного университета.

Автореферат разослан «…» ……………… 2010 г.

Ученый секретарь

диссертационного совета,

канд. геол.-минерал. наук                                                        Котова Н.П.

ОБЩАЯ ХАРАКТЕРИСТИКА РАБОТЫ



Актуальность работы. В последние годы в минерально-сырьевом комплексе России наметилась тенденция роста дисбаланса между добычей и приростом балансовых запасов, что создаёт серьезную проблему для развития экономики государства. Практически исчерпаны запасы богатого легкообогатимого золотосодержащего минерального сырья. Широкая распространенность в природе золотосодержащих руд с ультрадисперсными включениями ценного компонента обусловливает необходимость масштабного вовлечения их в переработку. Сложные многостадиальные схемы обогащения таких типов упорных руд не позволяют извлечь ультрадисперсное золото в полной мере, поэтому в большинстве случаев по экономическим и экологическим критериям такое минеральное сырьё не подлежит переработке и относится к некондиционному. Промышленное освоение сложных по вещественному составу руд с низким содержанием золота (1,0-2,0 г/т) по традиционной технологии обогащения сопровождается большими потерями ценных и попутных компонентов крупностью менее 40 мкм. На территории России накоплено более 12 млрд тонн отходов горной промышленности, в том числе 266 млн тонн золотодобывающей отрасли Забайкальского края. Содержание золота в этих отходах в ряде случаев превышает содержание в природных месторождениях.

Ведущие научно-исследовательские институты России (ИПКОН РАН, Иргиредмет, ЦНИГРИ, ИГД СО РАН, Гинцветмет и др.) разработали и успешно внедрили на горно-перерабатывающих предприятиях страны и ближнего зарубежья весьма эффективные технологии извлечения благородных металлов из золотосодержащих руд. Большой вклад в изучение теоретических основ процесса выщелачивания золота внесли отечественные ученые: И.Н. Плаксин, Б.Н. Ласкорин, В.А. Чантурия, Г.В. Седельникова, В.Ж. Аренс, В.Е. Дементьев, Г.А. Строганов, В.В. Лодейщиков, Г.И. Войлошников, Э.В. Адамов, М.И. Фазлуллин, А.А. Абрамов, В.П. Небера, П.М. Соложенкин, Д.П. Лобанов, Г.Н. Каравайко, С.И. Полькин, И.В. Шадрунова, М.В. Рыльникова, В.А. Гуров, В.А. Бочаров, А.Е. Воробьев, Т.В. Чекушина, В.Я. Кофман, Г.Г. Минеев, В.П. Мязин, В.А. Овсейчук, А.Г. Секисов, А.В. Фатьянов, В.В. Панин, Н.Г. Малухин, Г.Я. Дружинина, А.П. Татаринов, С.С. Гудков, Г.П. Федотов, Ю.И. Рубцов и др.

Как показывают исследования, за счет бедного упорного и техногенного сырья возможно увеличение минерально-сырьевой базы золота, что может быть достигнуто в результате повышения эффективности технологии переработки и полноты извлечения ценного компонента. Низкозатратным способом извлечения золота из бедного минерального сырья является кучное выщелачивание, но при тонковкрапленном и ультрадисперсном характере рудной минерализации и содержании вредных примесей (мышьяк, сурьма) более 1,0 % и углеродистых (органических) веществ более 0,2 % эффективность и целесообразность использования этой технологии представляются весьма проблематичными. Передовой, экологически безопасной технологией переработки упорного минерального сырья с нановключениями золота является биотехнология, имеющая, однако, ряд ограничений, обусловленных сложностью вещественного состава руд и концентратов (наличие углистых и органических включений), экстенсивностью процесса, рентабельностью только при относительно высоких содержаниях золота в исходном сырье.

Одним из главных путей повышения эффективности процесса выщелачивания золота из труднообогатимого сырья является интенсификация процесса вскрытия упорной матрицы химическими, биологическими, физическими методами. Несмотря на наличие большого количества известных и новых методов интенсификации процессов выщелачивания в промышленной практике они не применяются. Использование нетрадиционных методов сдерживается в большинстве случаев или слабой изученностью самого процесса, или отсутствием соответствующего технологического оборудования, а нередко и связано со слишком высокими капитальными и эксплуатационными затратами, не окупаемыми стоимостью дополнительно извлекаемого золота.

Для решения проблемы обеспечения подготовки труднообогатимых руд и техногенного сырья к выщелачиванию благородных металлов весьма перспективными представляются методы двухстадийного окисления, основанные на фотоэлектрохимическом воздействии на растворы реагентов с образованием сильных окислителей (активных форм кислорода и хлорсодержащих соединений) с последующим биоокислением упорных минералов, реализуемым в кюветном варианте, и раздельном извлечении золота из песковой (в кучном варианте) и глинисто-шламистой фракций. В связи с этим требуется новый научный подход к выбору эффективных способов воздействия на минеральную матрицу, их сочетания и параметров, которые зависят от содержания, уровня вкрапленности и форм ультрадисперсного золота.

Разработка и внедрение на горноперерабатывающих предприятиях экологически безопасных комбинированных методов кюветного и кучного выщелачивания золота из упорного сырья, обеспечивающих высокие показатели извлечения золота наноразмерного уровня, отвечают запросам практики обогащения полезных ископаемых и являются актуальной научной и важной хозяйственной проблемой, влияющей на развитие золотодобывающей отрасли и имеющей социальное значение. Реализации этой цели и посвящена представленная диссертационная работа, выполненная по региональной программе «Научное и техническое обеспечение социально-экономического развития Забайкальского края».

Цель диссертационной работы – научное обоснование и разработка комбинированных методов переработки упорного золотосодержащего сырья на основе направленных фотоэлектрохимических воздействий с применением сильных окислителей в сочетании с процессами кюветного и кучного выщелачивания.

Идея диссертации заключается в том, что для эффективной подготовки к выщелачиванию золота из упорного минерального сырья, содержащего как ультрадисперсное золото, так и естественные сорбенты, его окисление может быть осуществлено в две стадии: физико-химическим методом на основе направленных фотоэлектрохимических воздействий и последующим использованием бактериального или химического метода. При этом процесс окисления и предварительного выщелачивания золота следует проводить в кюветах или чанах с отделением по их завершении относительно крупнозернистой фракции и довыщелачиванием из неё металлов кучным методом.

Задачи исследований:

  • оценить потенциальные возможности двухстадийного окисления труднообогатимого минерального сырья и теоретически обосновать его применение для интенсификации процессов извлечения ультрадисперсного золота за счет эффективного использования дифференцированных способов подготовки к выщелачиванию в зависимости от вещественного состава и форм нахождения золота в минеральной матрице;
  • изучить влияние и особенности фотоэлектрохимических воздействий и бактериального окисления на изменение структуры поверхности упорных геоматериалов в процессе вскрытия минеральных сред;
  • провести экспериментальные исследования влияния двухстадийного окисления на вскрытие минеральной матрицы при переработке упорного минерального сырья;
  • обосновать рациональные физико-химические и технологические параметры процессов двухстадийного окисления перед выщелачиванием с целью повышения эффективности переработки минерального сырья;
  • разработать эффективные комбинированные методы кюветного и кучного выщелачивания упорного золотосодержащего сырья на основе направленных фотоэлектрохимических воздействий;
  • оценить технико-экономическую эффективность применения комбинированных методов кюветного и кучного выщелачивания для переработки лежалых огарков Дарасунского рудника (в полупромышленном масштабе);
  • оценить принципиальную возможность переработки техногенного сырья гале-эфельных отвалов, образованных в процессе обогащения золотосодержащих россыпей с ультрадисперсными включениями ценного компонента в шлихах, комбинированными методами кюветного и кучного выщелачивания (в полупромышленном масштабе) и определить минимальное содержание золота в исходном материале.

Объекты исследований упорные золотосодержащие руды месторождений Дарасунского и Кокпатасского рудных полей, техногенное сырье Дарасунского и Ново-Широкинского рудников, техногенные россыпи гале-эфельных отвалов ООО «Артель старателей «Бальджа».

Предмет исследований – процессы физико-химического и бактериального или химического окисления при переработке упорных руд, техногенного сырья комбинированными методами кюветного и кучного выщелачивания золота.

Методы исследований. Использован комплекс методов, включающий теоретические исследования, обобщения, методы многофакторного планирования экспериментов, гранулометрический, минералогический, спектральный, химический (в том числе фазовый), рентгено-фазовый, оптический и электронно-микроскопический, микроскопический, бактериоскопический, атомно-абсорб-ционный, пробирный, рентгеноструктурный и другие методы анализа, технологическое тестирование, лабораторные исследования, укрупненные лабораторные и полупромышленные испытания комбинированных методов кюветного и кучного выщелачивания золота с предварительной подготовкой минерального сырья. Применялась математическая обработка экспериментальных данных.

Основные защищаемые положения:

  1. Эффективность процесса подготовки упорных руд и техногенного сырья к выщелачиванию достигается путём окисления технологических продуктов, содержащих ультрадисперсное золото, в две стадии: 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; последующее доокисление кислород- и (или) хлорсодержащими реагентами, синтезируемыми в электрохимическом и (или) фотоэлектрохимическом реакторах, и (или) бактериями Acidithiobacillus ferrooxidans и Acidithiobacillus thiooxidans, интенсивно развивающимися на подготовленной поверхности.
  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.
  3. Двухстадийное окисление на основе физико-химического и бактериального или физико-химического и химического 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.
  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 или 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.

Научная новизна работы

1. Теоретически обосновано и экспериментально установлено, что эффективная подготовка упорной матрицы сульфидно-арсенидных и сульфидных минералов с включениями золотосодержащих углистых веществ к выщелачиванию достигается путем окисления технологических продуктов с ультрадисперсным золотом в две стадии: первичное окисление поверхности минералов физико-химическим методом на основе направленных фотоэлектрохимических воздействий с образованием активных форм кислорода (О3, Н2О2, , НnOn) и (или) хлорсодержащих реагентов (Cl0, NaClO, HCl, HClO) с высоким окислительным потенциалом и далее бактериями Acidithiobacillus ferrooxidans и Acidithiobacillus thiooxidans, интенсивно развивающимися на подготовленной поверхности.

2. Экспериментально установлено влияние фотоэлектрохимических воздействий с образованием сильных окислителей (перекиси водорода и активных форм кислорода, хлорсодержащих соединений) на изменение вещественно-структурных параметров матрицы сульфидных и сульфидно-арсенидных минералов, а также на скорость последующего биоокисления. В процессе двухстадийного окисления минералов с вкрапленным золотом по сравнению с данными, полученными в экспериментах по бактериальному окислению без фотоэлектрохимических воздействий, существенно увеличились следующие показатели: концентрация Fe3+ и мышьяка в жидкой фазе, степень окисления сульфидов и сульфидной серы, скорость биоокисления. При этом наблюдалось снижение рН пульпы и повышение Еh продуктивного раствора, отмечалось образование новых минеральных фаз.

3. Экспериментально подтверждено, что повышение скорости растворения ультрадисперсного золота достигается при применении двухстадийного окисления на основе выбора эффективных окисляющих агентов и способов проведения активации. Установлены рациональные параметры фотоэлектрохимических воздействий: продолжительность облучения и барботажа озонированным воздухом, напряжение на электродах в электролизере, расход NaCl, концентрация H2SO4. Установлено, что подготовка двухстадийным окислением к выщелачиванию, как сульфидных руд, так и техногенного сырья приводит к приросту извлечения металла в жидкую фазу и на смолу. Обработка экспериментальных данных с использованием методов математической статистики позволила получить уравнения, характеризующие зависимость степени окисления сульфидных минералов и сульфидной серы от значений параметров физико-химических воздействий. На основании математической обработки экспериментальных данных, полученных в ходе лабораторных исследований упорного минерального сырья с применением двухстадийного окисления перед выщелачиванием, выведена эмпирическая формула зависимости извлечения золота от геолого-минералогических и технологических параметров.

4. Экспериментально установлен эффект интенсификации процесса извлечения металла из упорных минералов за счет применения двухстадийного окисления с дифференцированными способами подготовки отдельных типов руд к выщелачиванию с учетом особенностей вещественного состава и форм нахождения золота:

- сложных сульфидных руд и техногенного сырья – пероксидной подготовкой с последующим доокислением бактериями. Физико-химические процессы, протекающие в жидкой и твердой фазах при воздействии полиреагентным комплексом, интенсифицируют первичное окисление сульфидной матрицы, что в последующем создает благоприятные условия для бактериального окисления (быстрое развитие очагов роста бактерий в минеральной массе), в результате которых снижается рН и повышается Eh, сульфидно-сульфосолевой модуль уменьшается, время последующего биоокисления и цианирования сокращается, содержание золота в хвостах переработки уменьшается, а извлечение золота (по твердой фазе) – возрастает;

- сульфидно-углистых руд – хлоридно-пероксидной подготовкой с целью глубокого окисления как минеральной матрицы, так и органической составляющей активными хлор- и кислородсодержащими пероксидно-гидроксидными и пероксидно-гидроксильными комплексами, с последующим доокислением бактериями Acidithiobacillus ferrooxidans и Acidithiobacillus thiooxidans. В процессе фотоэлектрохимического окисления сульфидно-углистых руд содержание органического углерода в твердой фазе снижается, содержание хлора в жидкой фазе пульпы увеличивается, снижается сорбционная активность углистых включений, что свидетельствует о вскрытии золотосодержащей матрицы;

-техногенного сырья, образованного в процессе обогащения россыпей с ультрадисперсными включениями золота в шлихах – хлоридно-пероксидной подготовкой с последующей обработкой растворами с активным кислородом;

- окисленных золото-кварцевых руд и техногенного сырья – предварительной подготовкой пероксидом водорода с последующей обработкой кислородом воздуха, сопровождающим процесс выщелачивания цианидами щелочных металлов.

5. Экспериментально подтверждена эффективность переработки упорного золотосодержащего сырья комбинированными методами кюветного и кучного выщелачивания на основе направленных фотоэлектрохимических воздействий за счет повышения сквозного извлечения благородных металлов в зависимости от вещественного состава на 15,3-28,0 %.

Достоверность результатов работы обоснована корректностью поставленных задач, подтверждением правильности разработанной теоретической модели двухстадийного окисления результатами, полученными при экспериментальном изучении и исследовании влияния фотоэлектрохимических воздействий и биоокисления на процесс химического вскрытия сульфидных минералов, а также данными, полученными в процессе технологического тестирования, лабораторных исследований, укрупненных лабораторных и полупромышленных испытаний.

Личный вклад автора состоит в постановке задач и их решении, участии в проведении экспериментальных исследований, в разработке теоретических основ методов интенсификации процессов подготовки упорных руд и техногенного минерального сырья к извлечению ультрадисперсного золота, технологических схем извлечения золота наноразмерного уровня из труднообогатимого минерального сырья, методологии выбора рациональных схем переработки упорных золотосодержащих руд и техногенного сырья, обобщении полученных результатов и обосновании выводов.

Практическая значимость работы

1. Разработаны патентозащищенные комбинированные методы кюветного и кучного выщелачивания упорного минерального сырья на основе использования фотоэлектрохимических воздействий, заключающиеся в том, что подготовку упорных руд, полученных из них продуктов обогащения или техногенного сырья осуществляют дифференцированно с учетом технологических типов, выделяемых по вещественному составу и формам нахождения золота. Это позволило повысить извлечение ценного компонента при переработке бедного пирит-арсено-пиритового золотосодержащего концентрата на 18 %, сульфидно-углистой руды с включениями золотосодержащих углистых веществ на 28 %, окисленной руды с включениями золота наноразмерного уровня на 15,3 %, техногенного сырья с ультрадисперсным золотом: лежалых огарков на 16,6 %, техногенных россыпей гале-эфельных отвалов на 27,6 %.

2. Предложены перспективные направления использования метода кучного выщелачивания золота из упорных руд, позволяющие увеличить извлечение металла на 5-10 % за счет переработки техногенных отходов с низким содержанием золота – 0,5 г/т и более (забалансовая руда и лежалые хвосты в соотношении 1:1) при совместном окомковании в процессе рудоподготовки; глубокой диффузии концентрированных выщелачивающих растворов в штабеле фракционированной по крупности руды; увеличения скорости процесса в результате снижения негативного эффекта кольматации и повышения температуры в штабеле руды, а также уменьшения выбросов загрязняющих веществ.

3. Предложена методология выбора рациональных технологических схем переработки упорного золотосодержащего минерального сырья. Обоснована возможность расширения сырьевой базы золотодобычи Забайкальского края за счет вовлечения в переработку ранее нерентабельного труднообогатимого и бедного минерального сырья, некондиционных руд, техногенного сырья, которые эффективно перерабатываются комбинированными методами кюветного и кучного выщелачивания.

4. Результаты научной работы используются в учебном процессе высших и среднеспециальных учебных заведений по специальности «Обогащение полезных ископаемых» направления подготовки «Горное дело» (акты внедрения: № 27-16/2879 от 10.10.2006 г.; № 63 от 21.05.2008 г.; № 01 от 29.01.2009 г.).

Практическая значимость и приоритет новых технологических решений подтверждены шестью патентами Российской Федерации: 1) на способы подготовки к выщелачиванию упорных сульфидных руд и концентратов, содержащих ультрадисперсное золото, а также бедного золоторудного сырья, включая низкосортные руды, рудные отвалы, лежалые хвосты золотоизвлекательных фабрик и других техногенных отходов (№ 2361937); 2) на способ кюветного и кучного выщелачивания металлов, в том числе благородных, из минеральной массы (№ 2350665); 3) на способы интенсификации кучного выщелачивания золота из минерального сырья (№ 2283883, № 2283879, № 2351664, № 2361076).

Реализация результатов исследований. Результаты исследований внедрены на объектах золотодобычи ООО «Руссдрагмет» (ООО НПО «Экопромтехнология») для извлечения золота из лежалых огарков, Au=92,2 % (протокол № 25 от 15.06.2010 г.) и ООО «Артель старателей «Бальджа», Au=91,7 % (протокол № 5 от 12.01.2010 г.); рекомендованы к использованию при разработке технологических регламентов: ООО «ЗабНИИ-технология» на переработку золотосодержащих руд Кондуякского месторождения и Петровской техногенной россыпи (акт внедрения от 12.09.2008 г.), а также ОАО «Ново-Широкинский рудник» и ООО «Тасеевское» на переработку техногенных отходов (лежалых хвостов) обогащения руд Балейского и Тасеевского месторождений Балейской золотоизвлекательной фабрики (акт внедрения от 16.11.2009 г.).

Апробация диссертации. Основные положения диссертационной работы докладывались и обсуждены на международных, всероссийских и региональных конференциях, в том числе на Международных совещаниях «Неделя горняка»: Москва, 2002-2009 гг., «Плаксинские чтения»: Москва-Чита, 2002 г., Красноярск, 2006 г., Владивосток, 2008 г., Новосибирск, 2009 г., Пятой Международной научно-практической конференции «Наука и новейшие технологии при поисках, разведке и разработке месторождений полезных ископаемых» (Москва, 2006 г.), Седьмой, Восьмой Международных конференциях «Новые идеи в науке о земле» (Москва, 2007 г.), Третьей Международной научно-практической конференции, посвященной году планеты Земля и 85-летию Республики Бурятия «Приоритеты и особенности развития Байкальского региона» (Улан-Удэ, 2008 г.), Пятой Международной научной школы молодых ученых и специалистов «Проблемы освоения недр в XXI в. глазами молодых» (Москва, 2008 г.); Международной научно-технической конференции «Научные основы и практика переработки руд и техногенного сырья» (Екатеринбург, 2009 г.); Первой международной научно-практической конференции «Актуальные проблемы экологии и охраны труда» (Курск, 2009 г.); Пятой, Шестой, Седьмой, Восьмой Всероссийских научно-практических конференциях «Кулагинские чтения» (Чита, 2005 г., 2006 г., 2007 г., 2008 г.), Всероссийской научно-технической конференции с международным участием «Анализ состояния и развития Байкальской природной территории: минерально-сырьевой комплекс» (Улан-Удэ, 2006 г.); Третьей межрегиональной научно-практической конференции ЧитГУ (Чита, 2003 г.), Межрегиональных научно-практических конференциях «Перспективы развития золотодобычи в Забайкалье» (Чита, 2003 г.), Молодежном академическом форуме «Молодежь и наука Сибири» (Чита, 2003); Третьей, Четвертой, Пятой научно-практических конференциях горного института ЧитГУ (Чита, 2003 г., 2004 г.); научной конференции, посвященной 25-летию Института природных ресурсов, экологии и криологии СО РАН и памяти члена-корреспондента АН СССР Федора Петровича Кренделева «Природные ресурсы Забайкалья и проблемы геосферных исследований» (Чита, 2006 г.), Седьмой, Восьмой Межрегиональных научно-практических конференциях студентов, аспирантов и преподавателей образовательных учреждений среднего и высшего профессионального образования (в рамках празднования 90-летия Забайкальского горного колледжа) (Чита, 2007 г.). Работа заслушивалась на расширенном научно-техническом совете ЧитГУ и ИГД СО РАН (Чита, 2009 г.), на ученом совете ОАО «Иргиредмет» (Иркутск, 2010 г.).

Публикации. По теме диссертации опубликовано 70 работ, в том числе 15 работ в изданиях, рекомендованных ВАК РФ, а также монография и соответствующие разделы в двух монографиях, 6 патентов, 2 учебных пособия, 10 отчетов по НИР.

Объем и структура диссертации.

Диссертация состоит из введения, 5 глав и заключения, изложенных на  360 страницах машинописного текста, содержит 126 рис., 55 табл., библиографический список из 384 наименований и 15 приложений.

Автор глубоко признателен Заслуженному деятелю науки РФ, д-ру техн. наук Ю.Н. Резнику за консультации при выполнении диссертационной работы.

Автор выражает благодарность за поддержку и методическую помощь д-ру техн. наук Г.В. Седельниковой, д-ру техн. наук В.Ж. Аренсу, д-ру техн. наук  А.Г. Секисову, д-ру техн. наук В.П. Мязину, д-ру техн. наук Е.Т. Воронову, д-ру геол.-минер. наук А.И. Трубачеву, д-ру техн. наук А.В. Рашкину, д-ру геол.-минер. наук Л.Ф. Наркелюну; за плодотворную совместную научную работу канд. техн. наук Н.В. Зыкову, канд. техн. наук А.Ю. Лаврову, канд. геол.-минер. наук Д.В. Манзыреву, директору представительства ООО «Руссдрагмет» в г. Чита С.М. Жирякову, генеральному директору ООО «Артель старателей «Бальджа» Л.Х. Гуревичу, инженеру-химику Т.Г. Конаревой, а также другим участникам совместных исследований.

ОСНОВНОЕ СОДЕРЖАНИЕ РАБОТЫ

1. Эффективность процесса подготовки упорных руд и техногенного сырья к выщелачиванию достигается путем окисления технологических продуктов, содержащих ультрадисперсное золото, в две стадии: первичное окисление поверхности сульфидных минералов физико-химическим методом 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; последующее доокисление кислород- и (или) хлорсодержащими реагентами, синтезируемыми в электрохимическом и (или) фотоэлектрохимическом реакторах, и (или) бактериями Acidithiobacillus ferrooxidans и Acidithiobacillus thiooxidans, интенсивно развивающимися на подготовленной поверхности.

Наличие в рудах ультрадисперсного золота является одной из главных причин технологической упорности золоторудного сырья. Под ультрадисперсным золотом понимаются его выделения, рассеянные в кристаллах минералов или в углистом (органическом) веществе, не обнаруживаемые современными электронно-микроскопическими методами исследования. Выделения золота имеют относительно широкий диапазон дискретности распределения в минералах-носителях – от отдельных атомов в составе микроминералов, природных сплавов, органических соединений до моноэлементных кластеров размерами порядка нанометров.

При переработке упорных руд большое практическое значение имеет система технологической типизации золотосодержащих руд, основанная на компонентном критерии – причинности упорности этих руд в цианистом процессе, разработанная д-ром техн. наук В.В. Лодейщиковым с участием К.Д. Игнатьевой (Иргиредмет, 1973-1979 гг.).

Особое место в упорном золотосодержащем минеральном сырье занимают сульфидные руды, в том числе золотопиритные, золотомышьяковые (по оценке экспертов, доля этих руд составляет 30 % мировых запасов золота в недрах). Помимо высокой дисперсности золота в таких сульфидах, причинами их технологической упорности является также наличие органического углерода. Проведённый анализ минерально-сырьевых объектов золоторудных месторождений показал, что руды черносланцевой формации прожилково-вкрапленного типа с тонкодисперсным золотом в сульфидах и углеродистым веществом в количестве 3-5 % представляют наибольший интерес. В России относительное количество таких месторождений составляет около 50 % (Нежданинское, Наталкинское, Советское, Олимпиадинское, Сухой Лог, Майское, Воронцовское, Светлинское, Куранахское, Дарасунское, Новоширокинское, Ара-Илинское, Дыбыксинское, Балейское, Тасеевское, Итакинское, Апрелковский рудный узел, Карийское золоторудное поле, Любавинское и др.).

При переработке упорного сырья с нановключениями золота к основным причинам потерь ценного компонента можно отнести: 1) способы механической дезинтеграции матрицы твердого сырья, не позволяющие измельчить материал размером частиц менее 0,001 см, что не обеспечивает вскрытие микронных включений золота; 2) гидрометаллургические и пирометаллургические процессы, протекающие при низком окислительно-восстановительном потенциале, уровень которого не обеспечивает окисления упорной части матрицы сырья; 3) поглощение растворенного золота из жидкой фазы пульпы при стандартном цианировании глинистыми минералами и углистым веществом, активированными в ходе рудоподготовки, без дополнительных способов, подавляющих сорбционные свойства комплексов.





Основными проблемами извлечения ультрадисперсного золота из руд, концентратов и техногенного сырья при использовании химических способов обогащения являются обеспечение доступа к ценному компоненту выщелачивающего раствора за счет формирования в кристаллах минералов-носителей достаточно развитой системы подводящих микротрещин и пор; выбор эффективной системы окислителей и комплексообразователей, нарушающих первичные химические связи между атомами золота и минералообразующими атомами, а также формирующих с ним более устойчивые связи в сравнении с теми элементами, с которыми оно связано изначально в минеральной матрице; решение вопросов о последовательном и продолжительном выходе золота в жидкую фазу, обусловленных различными формами его нахождения, а соответственно, различными условиями его растворения и переосаждением части растворенного в первые минуты металла на минералы-сорбенты.

Повысить эффективность процесса извлечения ультрадисперсного золота в этом случае можно, увеличив активность кислород-, хлор- и водородсодержащих комплексов в растворе (жидкой фазе). Это связано, в первую очередь, с тем, что в минералах, обладающих повышенной микротрещиноватостью (капиллярностью) и пористостью (слоистой микроструктурой), определяющую роль играет диффузия активных компонентов раствора вглубь минерального каркаса. Во-вторых, нарушение связей между золотом и соответствующими элементами в поверхностных слоях минералов-сорбентов будет зависеть от окисляющей способности содержащих  кислород свободных радикалов. В-третьих, например, монтмориллонит, активированный в ходе рудоподготовки при стандартном цианировании, т.е. без дополнительных, подавляющих его сорбционные свойства комплексов, может поглощать уже растворенное золото из жидкой фазы пульп.

В качестве объектов исследований выбраны различные типы руд месторождений Дарасунского, Кокпатасского рудных полей и техногенное сырье Дарасунского (лежалые хвосты, хвосты флотации ЗИФ, забалансовая руда, лежалые огарки) и Ново-Широкинского (хвосты обогащения) рудников, техногенные россыпи гале-эфельных отвалов ООО «Артель старателей «Бальджа».

Отличительной чертой руд Дарасунского рудного поля (Дарасунское, Теремкинское, Талатуйское золоторудные месторождения) является высокое  (15-60 %) содержание сульфидов (пирит, арсенопирит, халькопирит, галенит, сфалерит, пирротин и др.) и сульфосолей. Руды сложного вещественного состава (присутствует около 100 минеральных видов) относятся к сульфидно-сульфосолевому минеральному типу и содержат в среднем 14,6-15,4 г/т золота. Полезными компонентами являются золото, серебро, медь, свинец, цинк. Характерна высокая мышьяковистость руд, усложняющая технологический процесс их обогащения и переработки. Золото самородное ультрадисперсное (невидимое), субмикроскопическое и мелкое от 0,06-1,5 мкм до 2 мм. Основными носителями золота Дарасунского месторождения являются пирит (55,6 г/т), арсенопирит  (65,5 г/т), халькопирит (193 г/т), сульфосоли (139 г/т), галенит (19,4 г/т), поэтому техногенные отходы, полученные из сырья Дарасунского рудного поля, в процессе добычи, обогащения и переработки концентрата имеют сложный вещественный состав (Au=0,36-7,0 г/т). Техногенное сырье Ново-Широкинского рудника также характеризуется наличием упорного золота (Au=0,8-1,2 г/т).

Кокпатасское рудное поле (месторождения Кокпатас и Даугызтау) представлено окисленными и сульфидными рудами. В настоящее время окисленные руды в основном отработаны и в эксплуатацию все больше вовлекаются первичные сульфидные руды глубоких горизонтов. Железо присутствует в сульфидной и оксидной формах. Рудные минералы сульфидной зоны – пирит, арсенопирит. В форме микроминералов присутствуют халькопирит и сфалерит, редко – галенит, пирротин; нерудные – плагиоклазы, хлориты, слюды, амфиболы, кварц, кальцит. Углистое вещество проявляется в глинистых сланцах на отдельных горизонтах и локализуется преимущественно в межзерновом пространстве, иногда в виде микровключений в пирите и арсенопирите. Пирит присутствует в двух генерациях. Пирит I содержится в переменных количествах от 0,n до 10 %, (в среднем 1-3 %) и представлен неравномерной мелкой и крупной вкрапленностью. Главные рудные минералы комплекса – пирит II и арсенопирит занимают 3-10 %, а на участках с высокими концентрациями золота – не менее 7-10 % объема пород, отношение пирит-арсенопирит меняется от 20:1 до 1:3. Самородное золото и висмут присутствуют в малых количествах и образуют ультрадисперсные включения в арсенопирите, пирите и редко в минералах породы. Арсенопирит в рудных зонах составляет не более 8 % и образует мелкую и тонкую неравномерную вкрапленность.

Химический состав сырья изучался с применением полуколичественного атомно-эмиссионного спектрального анализа и количественного рентгенофлуоресцентного анализа. Массовая доля общего органического углерода определялась по методу Тюрина. Выделение битумоидной фазы исследуемого минерального сырья проводилось спирто-бензолом (СББ) в соотношении (2:1) по классической схеме, принятой в органической химии. Массовая доля СББ и содержание золота в нем определялись атомно-абсорбционным методом анализа. В пробах сульфидно-углистой руды месторождения Кокпатас, хвостов флотации, лежалых хвостов и лежалых огарков Дарасунской ЗИФ массовая доля СББ составила 0,004 %, 0,001 %, 0,001 % и 0,001 %; содержание золота в СББ 1,8 г/т, 0,5 г/т, 0,81 г/т и 0,08 г/т соответственно. Следовательно, в пробах нерастворимый компонент кероген составляет основную массу углеродистого вещества (более 99 %).

Сорбционная активность материала, содержащего продуктивные включения углистого вещества, определялась по методу «Золотого гвоздя». Данные атомно-абсорбционного анализа содержания золота показали высокую сорбционную активность углистого вещества сульфидных руд Кокпатасского месторождения в первые два часа цианирования, что свидетельствует о возможных значительных потерях золота при переработке минерального сырья. Содержание золота определялось с использованием стандартного пробирного анализа. Для определения характера золота в пробах использовался фазовый анализ по методике, разработанной Иргиредметом. Нецианируемое золото в рудах Кокпатасского рудного поля, по данным фазового анализа, составило, %: 45,9; 87,7; 90; 96,2 (Кокпатас + Даугызтау) для окисленных, сложных сульфидных (пирит-арсенопиритовых), сульфидно-углистых и сульфидных руд соответственно. Золото, ассоциированное с сульфидами в техногенном сырье Дарасунского рудника, %: 2,2; 11,4; 12,6; 25,07 в лежалых хвостах, забалансовой руде, хвостах флотации и лежалых огарках соответственно.

Объекты исследования сульфидных руд Кокпатасского рудного поля имеют качественное сходство химического и минералогического составов, но заметно различны по количественному соотношению отдельных минеральных компонентов и примерно одинаковы по степени окисления, характеру золотой минерализации, формам нахождения золота и факторам, вызывающим их технологическую упорность. Наличие рассеянных углеродистых образований в руде Кокпатасского месторождения, состоящих из полужидких спирто-бензольных битумоидов и керогена, может оказывать блокирующее действие на золото и сульфиды в процессе переработки сырья.

На основании изучения вещественного состава объектов исследований сделан вывод, что вскрытие ультрадисперсного золота перед цианированием не может быть осуществлено без разрушения кристаллической решетки ассоциирующих его сульфидов. Добиться указанной цели путем тонкого или даже сверхтонкого измельчения сульфидов практически невозможно. Следовательно, минеральное сырье для вскрытия минеральной матрицы должно перерабатываться с использованием химического метода извлечения золота, но в зависимости от вещественного состава и форм нахождения золота с предварительной подготовкой упорного материала к выщелачиванию.

Для повышения эффективности извлечения золота наноразмерного уровня применяются различные способы интенсификации гидрометаллургических процессов. В последние годы развитие исследований ведется в нескольких направлениях (рис. 1).

Рис. 1. Способы интенсификации процесса цианидного выщелачивания золота из

труднообогатимого минерального сырья

Большой объем работ по химическому и бактериальному выщелачиванию выполнен ОАО «Иргиредмет», который с 1962 по 2006 гг. являлся головным научно-исследовательским институтом золотодобывающей промышленности в разработке долгосрочных научно-технических программ технического перевооружения предприятий России (СССР) на основе создаваемых новых технологий и современного оборудования. Большой практический и научный интерес представляют исследования, проведенные в УРАН ИПКОН РАН совместно с ИРЭ РАН, ФГУП «ЦНИГРИ» и ООО «ИЦИТ» под руководством академика В.А. Чантурия и академика Ю.В. Гуляева с участием И.Ж. Бунина по разработке метода вскрытия тонкодисперсных частиц благородных металлов за счет воздействия на руды и концентраты наносекундными электромагнитными импульсами, который характеризуется высокой эффективностью, экологичностью и энергосбережением.

Современной технологией переработки труднообогатимых руд с ультрадисперсными включениями золота является биотехнология, которая характеризуется простотой технологической схемы, аппаратурного оформления, высокой экономичностью и экологической безопасностью, так как окисление сульфидов происходит при температуре и давлении окружающей среды, без применения токсичных реагентов и под воздействием микроорганизмов.

Впервые работы в области биотехнологии золота начаты в СССР институтом «МИСиС» в начале 70-х гг. XX в. по инициативе и под руководством  А.С. Черняка (С.И. Полькин, Э.В. Адамов, В.В. Панин). Также большое научное значение имеют работы В.В. Лодейщикова (Иргиредмет), Г.Н. Каравайко (Институт микробиологии АН СССР) и Г.В. Седельниковой (ЦНИГРИ). На основе разработанных Иргиредметом технологических регламентов (под руководством  Д.Е. Дементьева) осуществлено проектирование первой и единственной в Российской Федерации фабрики ВIOХ для переработки золотосодержащего пирротин-пирит-арсенопиритового концентрата с общим содержанием сульфидов 60-70 %, 3,7 % мышьяка и 0,4 % органического углерода, выделяемого из коренных руд Олимпиадинского месторождения. Извлечение ценного компонента составило  94-96 %. При многих преимуществах биотехнологии существуют и недостатки – длительность процесса (до четырех суток и более – чановое выщелачивание) и неполнота вскрытия золотосодержащей матрицы. Несмотря на указанные недостатки, эта технология является перспективной, а актуальное направление её совершенствования – физико-химические методы активации.

Применяемый в гидрометаллургии золота процесс окислительного цианирования протекает при максимальном значении электрохимического потенциала окисления, равном 0,9 В, процесс с использованием молекулярного хлора – 1,35 В. Активные формы кислорода в кислой среде имеют высокий окислительный потенциал – озон 2,07 В, перекись водорода 1,77 В, атомарный кислород 2,8 В. Так как дисперсное золото входит в состав кристаллической решетки минерала-носителя (как правило, сернистое железо), после тонкого измельчения оно недоступно для обработки выщелачивающим агентом. Для извлечения инкапсулированного металла сульфидные минералы должны быть подвергнуты методам активационных воздействий с применением сильных окислителей, инициирующих создание достаточного окислительного потенциала в реакционной среде и достаточной концентрации окислителей на поверхности твердых частиц матрицы.

Для окисления сульфидной матрицы в процессе физико-химической подготовки минеральной массы к извлечению золота необходимо получить смесь окислителей, состоящую из активных форм кислорода (озона, атомарного кислорода, гидроксил-радикала, перекиси водорода, диоксида водорода, высокомолекулярных пероксидов или хлорсодержащих соединений). Наиболее эффективно окислительная подготовка может быть осуществлена за счет фотоэлектрохимической обработки пульп (как непосредственно их жидкой фазы, так и комбинированно – облучением ультрафиолетовыми лампами с последующим насыщением активным кислородом жидкой фазы). При фотоэлектрохимическом воздействии происходит контактирование твердой фазы в жидком растворе с газовой фазой с окислительным потенциалом, большим, чем у упорного сырья, в результате чего происходит окисление упорных минералов.

Интенсификация процесса окисления упорных материалов и повышение эффективности последующего извлечения золота при сорбционном цианировании достигается окислением в две стадии: физико-химическим (на основе направленных фотоэлектрохимических воздействий) и биоокислением. Сущность процесса заключается в том, что перед бактериальным окислением осуществляют предварительную окисляющую сульфидные материалы подготовку путем обработки минеральной массы реагентами, содержащими активные формы кислорода и (или) хлорсодержащими соединениями, полученными в результате фотохимического и электрохимического синтеза из первичных газов, химических соединений и воды.

Автором разработана теоретическая физико-химическая модель и механизм процесса двухстадийного окисления упорных руд, сущность которого заключается в том, что окисление осуществляется в зависимости от вещественного состава руды (техногенного сырья) с использованием специальной подготовки к выщелачиванию – пероксидной или хлоридно-пероксидной (табл. 1). Физико-химическая модель процесса пероксидной подготовки представлена системой химических реакций (1-12, см. табл. 1). Пероксидная подготовка применяется для сложной сульфидной (пирит-арсенидной) руды или продуктов её обогащения. Перед бактериальным окислением осуществляют предварительную обработку сырья раствором, полученным в результате барботирования сернокислотного раствора воздухом, облученным ультрафиолетовыми лучами в диапазоне волн, обеспечивающем генерацию озона, и электролизом раствора и (или) пульпы в электрохимическом реакторе, в результате чего образуется «активный» кислород в форме О3, О, Н2О2, , НnOn.

Сущность идеи фотоэлектрохимической обработки геоматериала раствором реагентов или пульп заключается в растворении железа в водной среде с участием активного кислорода с одновременным образованием нано- и микроскоплений элементной серы (nS0), накоплении в пленочной воде, окружающей минеральные частицы, молекулярного электролизного кислорода (О2*) и ионов водорода Н+. Эти продукты физико-химического окисления сульфидных минералов, в первую очередь, пирита, пирротина, сульфоарсенидов (арсенопирита) обеспечивают последующий интенсивный рост бактерий, поскольку они являются либо исходным окисляемым субстратом (S0, Fe2+), либо окислителями (О2*, Н+), экзотермические реакции между которыми обеспечивают возможность протекания биохимических процессов в клетках бактерий.

Таблица 1

Физико-химическая модель процесса двухстадийного окисления

Тип руды (минерального сырья)

Сульфидная сложная (пирит-арсенидная),

техногенное сырье

Сульфидно-углистая руда,

техногенное сырье

Способ подготовки к выщелачиванию

Пероксидная подготовка

Хлоридно-пероксидная подготовка

фотоэлектрохимическое окисление:

фотоэлектрохимическое окисление:

;

(1)

(2)

(13)

(14)

(15)

(16)

(17)

(18)

(19)

(20)

FeS2+O3+3H2OFeS2+3H2O2+

2H2O FeSO4+H2SO4+4H2

FeS2+ H2SO4+O*FeSO4+H2O+2S

nFeS2+n H2SO4+nH2O2*

n FeSO4+2n H2O+nS0, Н2О22ОН*

(3)

(4)

(5)

Cl*

электролиз:

(анод)

HCl + НClO + 2NaОН

NaCl + NaClО + 2Н2О*

биоокисление:

4Fe2++4Н++О2*4Fe3++2H2O+

+ 11 к кал

(6)

4Fe2++ О24Fe3++2;

(7)

2+4Н+2Н2О

(8)

4 FeSO4+O2+2H2SO4

Fe2(SO4)3+2H2O

(9)

2S0+3O2+2H2O 2H2SO4

(10)

биосинтез

6СО2+6Н2ОС6Н12О6+6О2

(11)

биоокисление:

4Fe2++4Н++О2

4Fe3++2H2O+11 ккал

С35Н95О9NS(тв)+0,25О2(г)+1,5Н2О(ж)

С35Н95О10NS(ОН)-(р-р)+

Итоговая реакция

4S0+3Fe(НСО3)2+2Н2О+Н2О•О С6Н12О6+ Fe2(SО4)3+ FeSО4

(12)

(21)

(22)

Примечание. * - активные формы; • - свободный радикал.

Аналогичным образом осуществляется окисление арсенопирита.

; ;

;

; ;

.

Принципиальное значение для протекания последующих процессов биовскрытия золота имеют химические реакции переосаждения (осаждение мышьяка в виде скородита, разрушение карбоната с выделением СО2, выпадение в осадок ярозита):

;

;

,

где М+=К+, Na+, NH4+, Н3О+

Для метаболизма бактерии используют углекислый газ, содержащийся в воздухе атмосферы, а также получаемый при кислотном растворении карбонатных минералов. Механизм комбинированных методов окисления рассмотрен на примере пероксидной подготовки сырья к выщелачиванию, блок-схема представлена на рис. 2.

Рис. 2. Блок-схема механизма двухстадийного окисления с применением

пероксидной подготовки сульфидной руды к выщелачиванию: 1 – ультрадисперсные включения золота в минерале-носителе; 2 – микро- и наноскопления элементной серы  -модификации кристаллической структуры; 3 – пленочная вода, окружающая минеральную частицу; 4 – адгезия бактерий Acidithiobacillus ferrooxidans и

Acidithiobacillus thiooxidans на минеральном субстрате

Для упорных руд с ультрадисперсным золотом ряда месторождений характерно проявление нескольких генераций сульфидных и сульфосолевых минералов. Так как органо-металлические формы дисперсного золота представляют сложность при его извлечении стандартным цианированием, поэтому требуют использования процессов окисления матрицы перед выщелачиванием. Однако бактериальное окисление руд с углистым веществом, органо-металлическими формами дисперсного золота определенными штаммами, даже в случае использования его для концентратов, не дает необходимой степени окисления. В этих рудах более 90 % общего органического вещества представлено керагеном, поэтому материал необходимо подвергать сложной обработке и окислять как минеральную матрицу, так и органическую составляющую. Для интенсификации процесса извлечения золота из руды с включениями золотосодержащих углистых веществ и их нейтрализации необходима хлоридно-пероксидная подготовка. Глубокое окисление минеральной массы осуществляется с использованием активных хлор- и кислородсодержащих пероксидно-гидроксидных и пероксидно-гидроксильных комплексов (О3, ОН*, Cl0, NaClO, HCl, HClO), полученных в результате электрохимических и фотохимических процессов. Полученная реакционная смесь обеспечивает интенсивное окисление поверхности сульфидных минералов и органических (углистых) включений, увеличение ее контактной площади и скорости последующего биоокисления, снижение сорбционной активности углистого вещества. Физико-химическая модель процесса представлена системой химических реакций (13-22, см. табл. 1).

На основе законов термодинамики гетерогенной системы и кинетики процессов выщелачивания золота обоснованы регулируемые параметры двухстадийного окисления:

где ;

где ;

;; ;

; ;

;  х=m·3,8·109

; ; ,

где А0, В0, L0, М0 – концентрация исходного вещества или реагента; А, В, L, М – концентрация конечного вещества или продукта; t1 – продолжительность фотоэлектрохимического окисления, ч; t2 – продолжительность биоокисления, ч; N – количество источников ультрафиолетового излучения; tобл – продолжительность облучения, мин; Jэ – электрический ток, А; Uэ – напряжение на электродах в электролизере, В; Рл – лучистый поток лампы, Вт; tбарб – продолжительность барботажа, мин; Wр – энергия, необходимая для протекания реакции на 1 моль, кДж; – коэффициент использования лучистой энергии; – коэффициент использования электрического поля; Sэлект – площадь электродов, м2; Lэлект – расстояние между электродами, м; – молярная масса озона; VА, VВ, VL, VМ – порциальный молярный объем вещества; Р – концентрация продукта реакции биоокисления; ni – количество моль i-го вещества; Сi – концентрация i-го компонента (химического элемента) в остатке от окисления (разложения), %; С0i – концентрация i-го компонента (химического элемента) в исходном продукте, %; k – коэффициент пропорциональности; и - количество моль исходных веществ А и В; – химическая переменная – степень полноты или число пробегов реакции; Vmax – максимальная скорость ферментативной реакции; Si0 – начальная концентрация выщелачиваемого i-го субстрата; Kм – константа Михаэлиса-Ментен; =2,303 RT/F – множитель; - окислительно-восстановительный потенциал; - равновесный потенциал при общих концентрациях окислительной и восстановленных окисленной и восстановленных форм, равных 1 М и заданных концентрациях всех других веществ, присутствующих в системе; С0 – содержание компонента (химического элемента) в исходном продукте, %; – выход остатка от окисления (кека), %; , , - степень окисления сульфидных минералов, сульфидного железа, сульфидной серы, %; х – количества клеток в 1 мл; m - концентрация биомассы, г/л.

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’(’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’(’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 (’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(сульф.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(сульф.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 (сульф.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, εAu 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

εAu= -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 (Au=25 г/т, Sобщ=24,1 %, Fеобщ=26,6 %, Аsобщ=9,96 %), полученный из труднообогатимой сульфидной руды месторождения Кокпатас (Au=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 (Au=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

Рис. 21. Технологическая схема полупромышленных испытаний выщелачивания золота

из лежалых огарков Дарасунского рудника

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»» Au = 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 (Au= 0,2-6,2 г/т, Auср= 0,63-1,5 г/т); 2) 96 т – бедные руды по 10 золотосодержащим объектам (Auср= 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:

  1. 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.
  2. 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.
  3. 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.

  1. 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.
  2. 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.

  1. 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).
  2. 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.
  3. 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).

  1. Доказана технологическая (Au=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 (Au=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.
  2. Результаты исследований внедрены на объектах золотодобычи ООО «Руссдрагмет» (ООО НПО «Экопромтехнология») для извлечения золота из лежалых огарков (протокол № 25 от 10.06.2010 г.) и ООО «Артель старателей «Бальджа» (протокол № 5 от 12.01.2010 г.); рекомендованы к использованию при разработке технологических регламентов: ООО «ЗабНИИ-технология» на переработку золотосодержащих руд Кондуякского месторождения и Петровской техногенной россыпи (акт внедрения от 12 сентября 2008 г.), а также ОАО «Ново-Широкинский рудник» и ООО «Тасеевское» на переработку техногенных отходов (лежалых хвостов) обогащения руд Балейского и Тасеевского месторождений Балейской золотоизвлекательной фабрики (акт внедрения от 16 ноября 2009 г.).
  3. Результаты научной работы используются в учебном процессе высших и среднеспециальных учебных заведений по специальности «Обогащение полезных ископаемых» направления подготовки «Горное дело» (акты внедрения: № 27-16/2879 от 10.10.2006 г.; № 63 от 21.05.2008 г.; № 01 от 29.01.2009 г.).

Основные положения диссертации опубликованы автором в следующих работах:

  1. Рашкин, А.В. Управление теплофизическими и гидродинамическими процессами в рудном штабеле при кучном выщелачивании металлов / А.В. Рашкин, П.Б. Авдеев, И.А. Яшкин, Ю.Н. Резник, Л.В. Шумилова // Горный информационно-аналитический бюллетень. – М. – 2006. – № 8. – С. 320-324.
  2. Резник, Ю.Н. Инновационные технологии в решении проблемы повышения эффективности золотодобычи в Забайкалье / Ю.Н. Резник, А.Г. Секисов, Н.В. Зыков,  Ю.И. Рубцов, Л.В. Шумилова, Д.В. Манзырев // Горный информационно-аналитический бюллетень. Отдельный выпуск: Забайкалье. – М. – 2007. – № 4. – С. 225-231.
  3. Шумилова, Л.В. Экспериментальные исследования в перколяторах  по извлечению золота из забалансовых руд и техногенных отходов / Л.В. Шумилова // Горный информационно-аналитический бюллетень. Отдельный выпуск: Забайкалье. – М. – 2007. – № 4. – С. 232-242.
  4. Секисов, А.Г. Теоретическое и экспериментальное обоснование использования полиреагентных схем активационного выщелачивания дисперсного золота / А.Г. Секисов, Н.В. Зыков, А.Ю. Лавров, Л.В. Шумилова // Горный информационно-аналитический бюллетень. Неделя горняка – 2008. – М. – 2007. – № 4. – С. 312-316.
  5. Резник, Ю.Н. Выбор технологии извлечения золота из упорных руд на основе геохимико-технологических исследований минерального сырья / Ю.Н. Резник, Л.В. Шумилова // Горный информационно-аналитический бюллетень. – М. – 2007.–№12. – С. 299-306.
  6. Резник, Ю.Н. Кюветно-кучное выщелачивание дисперсного золота из упорных сульфидных руд и концентратов / Ю.Н. Резник, А.Г. Секисов, Л.В. Шумилова,  Т.Г. Конарева // Горный информационно-аналитический бюллетень. – М. – 2008. – № 4. – С. 125-134.
  7. Шумилова, Л.В. Испытание двухстадийной схемы окисления и электроактивационного выщелачивания дисперсного золота / Л.В. Шумилова // Труды Пятой Международной научной школы молодых ученых и специалистов «Проблемы освоения недр в XXI веке глазами молодых». – М.: ИПКОН, 2008. – С. 292-295.
  8. Шумилова, Л.В. Геолого-технологическая классификация золотосодержащих руд с дисперсными формами нахождения металла / Л.В. Шумилова // Горный информационно-аналитический бюллетень – М. – 2009. – № 4. – С. 215-219.
  9. Шумилова, Л.В. Причины технологической упорности золотосодержащих руд с нановключениями металла при цианировании / Л.В. Шумилова // Горный информационно-аналитический бюллетень. – М. – 2009. – № 4. – С. 220-223.
  10. Резник, Ю.Н. Комбинированная схема окисления золотосодержащих сульфидных руд и концентратов / Ю.Н. Резник, Л.В. Шумилова, А.Ю. Лавров // Вестник Читинского государственного университета. – Чита: ЧитГУ, 2009. - № 3 (54). – С. 25-30.
  11. Шумилова, Л.В. Технологическое тестирование упорных золотосодержащих руд (на примере месторождения Кокпатас) / Л.В. Шумилова // Вестник Читинского государственного университета. – Чита: ЧитГУ, 2009. – № 3 (54). – С. 42-47.
  12. Шумилова, Л.В. Анализ причин упорности руд с дисперсным золотом при цианировании / Л.В. Шумилова // Горный информационно-аналитический бюллетень. – М. – 2009. – № 6. – С. 184-193.
  13. Шумилова, Л.В. Влияние форм дисперсного золота в минеральном и органическом веществах на технологическую упорность руд / Л.В. Шумилова // Горный информационно-аналитический бюллетень. – М. – 2009. – № 6. – С. 194-200.
  14. Резник, Ю.Н. Инновационные технологии в решении проблемы освоения золоторудных и россыпных месторождений Забайкалья / Ю.Н. Резник, А.Г. Секисов,  Н.В. Зыков, Ю.И. Рубцов, Л.В. Шумилова, Д.В. Манзырев // Горный информационно-аналитический бюллетень. – М. – 2009. – № 6. – С. 58-62.
  15. Шумилова, Л.В. Экспериментальные исследования комбинированной схемы окисления золотосодержащих сульфидных руд и концентратов / Л.В. Шумилова // Физико-технические проблемы разработки полезных ископаемых.– Новосибирск: Российская академия наук. Сибирское отделение, 2009. – № 5. – С. 106-109.
  16. Резник, Ю.Н. Современные тенденции в переработке золотосодержащих руд и техногенных отходов (монография) / Ю.Н. Резник, Л.В. Шумилова, Ю.И. Рубцов // Чита: ЧитГУ и ЗабГК, 2007. – 280 с.
  17. Пат. 2283879. Способ кучного выщелачивания руд / Рашкин А.В., Авдеев П.Б., Резник Ю.Н., Шумилова Л.В., Яшкин И.А. – № 2004133306; заявл. 15.11.04; опубл. 20.09.06. Бюл. № 26.
  18. Пат. 2283883. Способ рудоподготовки техногенных отходов к кучному выщелачиванию золота / Шумилова Л.В., Резник Ю.Н., Рубцов Ю.И. – № 2005106006; заявл. 03.03.05; опубл. 20.09.06. Бюл. № 26.
  19. Пат. 2361937. Способ подготовки упорных сульфидных руд и концентратов к выщелачиванию / Секисов А.Г., Резник Ю.Н., Шумилова Л.В., Зыков Н.В., Лавров А.Ю., Королев В.С., Конарева Т.Г. – № 2007145306/02 (049635); заявл. 06.12.2007; опубл. 20.07.09. Бюл. № 20.
  20. Пат. 2350665. Способ кюветно-кучного выщелачивания металлов из минеральной массы / Секисов А.Г., Резник Ю.Н., Зыков Н.В., Шумилова Л.В., Лавров А.Ю., Манзырев Д.В., Климов С.С., Королев В.С., Конарева Т.Г. – № 2007118333/03 (019956); заявл. 16.05.2007; опубл. 27.03.09. Бюл. № 9.
  21. Пат. 2351664. Способ кучного выщелачивания руд / Яшкин И.А., Рашкин А.В., Шумилова Л.В. – №2007121403/02 (023300); заявл. 07.06.2007; опубл. 10.04.09. Бюл. № 10.
  22. Пат. 2361076. Способ кучного выщелачивания золота из окисленных и смешанных руд / Шумилова Л.В., Резник Ю.Н., Зыков Н.В., Добромыслов Ю.П., Конарева Т.Г. – №2007145307/03 (049636); заявл. 06.12.2007; опубл. 10.07.09. Бюл. № 19.
  23. Резник, Ю.Н. Состояние и проблемы переработки золотосодержащего минерального сырья Забайкалья в условиях экологических ограничений / Ю.Н. Резник,  Л.В. Шумилова. 10 лет на службе безопасности жизнедеятельности Забайкалья // Вестник т.11, № 5. – С-Петербург – Чита: МАНЭБ, 2006. – С.104-108.
  24. Шумилова, Л.В. Рациональное использование упорных руд Читинской области с тонковкрапленным золотом и серебром / Л.В. Шумилова, Ю.Н. Резник. Анализ состояния и развития Байкальской природной территории: минерально-сырьевой комплекс // Материалы Всероссийской научно-технической конференции с международным участием. – Улан-Удэ, Корпорация «Металлы Восточной Сибири», Байкальский институт природопользования СО РАН, 2006. – С.63-66.
  25. Шумилова, Л.В. Типы коренных месторождений и техногенных отходов золота Забайкалья, пригодных для переработки методом кучного выщелачивания. Прогрессивные методы обогащения и технологии глубокой переработки руд цветных, редких и платиновых металлов / Л.В. Шумилова, Ю.Н. Резник // Труды Международного совещания «Плаксинские чтения». – Красноярск: ГОУ ВПО «ГУЦМ и З», ИХХТ СО РАН, 2006. – С. 155-159.
  26. Брюховецкий, О.С. Инновационные технологии активационного выщелачивания дисперсного золота / О.С. Брюховецкий, А.Г. Секисов, С.С. Климов, А.Ю. Лавров, Л.В. Шумилова, Д.В. Манзырев // Труды VIII Международной конференции «Новые идеи в науке о земле» Том 7. – М.: РГГУ, 2007. – С. 45-48.
  27. Резник, Ю.Н. Анализ опыта работы установок кучного выщелачивания золота в суровых климатических условиях / Ю.Н. Резник, Л.В. Шумилова // Вестник Забайкальского центра Российской академии естественных наук № 1. – Чита: ЧитГУ, 2008. – С.41-44.
  28. Шумилова, Л.В. Экспериментальные исследования выщелачивания золота гетеротрофными бактериями при использовании комбинированных методов окисления // Научный журнал. Современные технологии. Системный анализ. Моделирование № 4 (20) – Иркутск: ИрГУПС, 2008. – С.54-59.
  29. Шумилова, Л.В. Обоснование области использования кюветно-кучного выщелачивания золота из руд и техногенных отходов. // Материалы международного совещания. Современные проблемы обогащения и глубокой комплексной переработки минерального сырья. Часть 2. «Плаксинские чтения». – Владивосток: РАН, 2008. – С. 286-291.
  30. Шумилова, Л.В. Классификация золотосодержащих руд с дисперсным золотом по технологической упорности // Научный журнал. Современные технологии. Системный анализ. Моделирование № 2 (18) – Иркутск: ИрГУПС, 2008. – С. 62-69.
  31. Шумилова, Л.В. Перспективы переработки упорных золотосодержащих руд и техногенных отходов Забайкальского края. «Приоритеты и особенности развития Байкальского региона» // Материалы III Международной научно-практической конференции, посвященной году планеты Земля и 85-летию Республики Бурятия. – Улан-Удэ. Правительство Республики Бурятия. Байкальский институт природопользования СО РАН. Российский фонд фундаментальных исследований, 2008. – С. 257-260.
  32. Резник, Ю.Н. Проблемы выщелачивания дисперсного золота из минерального сырья и пути повышения эффективности извлечения металла / Ю.Н. Резник, Л.В. Шумилова, // Труды Восьмой Всероссийской научно-практической конференции «Кулагинские чтения». – Чита: Федеральное агентство по образованию, Администрация Читинской области, ЧитГУ, 2008. – С. 104-111.
  33. Шумилова, Л.В. Полупромышленные испытания по извлечению золота из пирит-арсенопиритового концентрата с использованием фотоэлектрохимического и бактериального выщелачивания // Труды Восьмой Всероссийской научно-практической конференции «Кулагинские чтения». – Чита: Федеральное агентство по образованию, Администрация Читинской области, ЧитГУ, 2008. – С. 134-139.
  34. Шумилова, Л.В. Инновационные комбинированные процессы при выщелачивании золота из упорных руд и концентратов. // Материалы международного совещания. Инновационные процессы в технологиях комплексной, экологически безопасной переработки минерального и нетрадиционного сырья «Плаксинские чтения». – Новосибирск: Институт горного дела СО РАН, 2009. – С. 245-246.
  35. Резник, Ю.Н. Влияние физико-химических причин технологической упорности при извлечении дисперсного золота из минерального сырья / Ю.Н. Резник, Л.В. Шумилова // Научный журнал. Современные технологии. Системный анализ. Моделирование № 3 (23) – Иркутск: ИрГУПС, 2009. – С. 184-188.
  36. Шумилова, Л.В. Методы эффективной подготовки к цианированию упорных сульфидных руд и концентратов // Научный журнал. Современные технологии. Системный анализ. Моделирование № 3 (23) – Иркутск: ИрГУПС, 2009. – С. 188-192.
  37. Шумилова, Л.В. Интенсификация процессов извлечения золота и эффективная подготовка к цианированию сульфидных руд и концентратов // Научный журнал. Современные технологии. Системный анализ. Моделирование № 4 (24) – Иркутск: ИрГУПС, 2009. – С. 173-178.
  38. Резник, Ю.Н. Активационное кюветное и кучное выщелачивание золота из труднообогатимых руд / Ю.Н. Резник, Л.В. Шумилова // Научный журнал. Современные технологии. Системный анализ. Моделирование № 4 (24) – Иркутск: ИрГУПС, 2009. – С. 197-201.
  39. Резник, Ю.Н. Состояние и промышленное использование биометаллургической технологии извлечения золота из труднообогатимых руд / Ю.Н. Резник, Л.В. Шумилова // Вестник Забайкальского центра Российской академии естественных наук № 1. – Чита: ЧитГУ, 2009. – С.55-60.

Лицензия ЛР № 020525 от 02.06.97

Подписано в печать ………………..2010 г. Формат 60х84 1/16

Усл. печ. л. 2,5 Тираж 100 экз. Заказ №

Читинский государственный университет

672039, Чита, ул. Александро-Заводская, 30

РИК ЧитГУ






© 2011 www.dissers.ru - «Бесплатная электронная библиотека»

Материалы этого сайта размещены для ознакомления, все права принадлежат их авторам.
Если Вы не согласны с тем, что Ваш материал размещён на этом сайте, пожалуйста, напишите нам, мы в течении 1-2 рабочих дней удалим его.