Способ извлечения дисперсного золота из упорных руд и техногенного минерального сырья

Изобретение относится к способу извлечения дисперсного золота из упорных руд и техногенного минерального сырья. Способ включает агломерацию исходного сырья путем добавки к ней связующего материала, формирование штабеля, выщелачивание золота раствором реагента, выщелачивающего золото, сбор рабочих растворов и выделение из него золота. При агломерации сырья в минеральную массу добавляют карбонатно-щелочной раствор, содержащий растворенный углекислый газ и активный кислород, полученный в результате последовательной электрохимической и фотохимической обработки содового раствора. После этого осуществляют выщелачивание золота из агломерированного материала первоначально в пенетрационно-диффузионном режиме подачей активного концентрированного раствора выщелачивающего реагента до образования смачивающих агломерированный материал пленок, а затем, после накопления в них растворенного золота, в инфильтрационном, фильтрационном или агитационном режимах накислороженной водой или слабым раствором выщелачивающего реагента, с повторением цикла до экономически оправданного уровня извлечения. Техническим результатом изобретения является повышение эффективности выщелачивания. 3 з.п. ф-лы, 1 пр.

 

Изобретение относится к гидрометаллургии цветных и благородных металлов, а именно к извлечению золота из упорных руд и техногенного минерального сырья и предназначено для извлечения промышленно ценных металлов.

Известен способ выщелачивания золота из руд, включающий их дробление, формирование из дробленых руд штабеля, орошение штабеля раствором выщелачивающих реагентов и сбор продуктивных растворов (см. Кучное и подземное выщелачивание металлов М., Недра. 1982).

Недостатком данного способа является невысокая эффективность из-за низкого извлечения мелкого и тонкого золота, составляющего основную долю запасов упорных руд и техногенных образований, что обусловлено низкой проницаемостью руд для растворов и недостаточным доступом их к внутриминеральным включениям золота.

Наиболее близким к заявляемому является способ извлечения дисперсного золота из упорных руд и техногенного минерального сырья, включающий агломерацию золотосодержащей минеральной массы исходного сырья путем добавки к ней связующего материала, формирование штабеля, выщелачивание золота подачей в штабель раствора реагента, выщелачивающего золото, сбор рабочих растворов с последующим выделением из них золота (см. патент РФ №2361937, С22В 11/00, опубл. 20.07.2009).

Эффективность данного способа также недостаточно велика вследствие невозможности извлечения большей части дисперсного золота, заключенного в частицах кварца и халцедона, а также сульфидно-сульфосолевых (сульфосольных) минералов.

Техническим результатом изобретения является повышение эффективности извлечения золота из руд и техногенных минеральных образований за счет увеличения извлечения дисперсного золота, заключенного в частицах кварца и халцедона, а также сульфидно-сульфосолевых (сульфосольных) минералов.

Указанный технический результат достигается тем, что способ извлечения дисперсного золота из упорных руд и техногенного минерального сырья, включающий агломерацию золотосодержащей минеральной массы исходного сырья путем добавки к ней связующего материала, формирование штабеля, выщелачивание золота подачей в штабель раствора реагента, выщелачивающего золото, сбор рабочих растворов с последующим выделением из них золота, отличаетсяся тем, что при агломерации в минеральную массу дополнительно добавляют карбонатно-щелочной раствор, содержащий растворенный углекислый газ и активный кислород, полученные в результате последовательной электрохимической и фотохимической обработки содового раствора, которым окисляют, выщелачивают или переводят в подвижное состояние компоненты минеральных матриц сырья, содержащих дисперсное золото, после чего осуществляют выщелачивание золота из агломерированного материала, первоначально в пенетрационно-диффузионном режиме подачей активного концентрированного раствора выщелачивающих реагентов до образования смачивающих агломерированный материал пленок, а затем, после накопления в них растворенного золота, в инфильтрационном, фильтрационном или агитационном режимах накислороженной водой или слабым раствором выщелачивающих реагентов, с повторением цикла до экономически оправданного уровня извлечения.

Способ отличается также тем, что в активный содовый раствор после электрохимической обработки вводят перекись водорода и подвергают его фотохимической обработке УФ-лампой.

Способ отличается также тем, что выделение золота производят из рабочего раствора в сорбционных колоннах сорбцией, проводимой стадийно после каждого цикла выщелачивания.

Способ отличается тем, что перед загрузкой в сорбционные колонны сорбенты подготавливают в карбонатно-щелочном растворе, полученном фотоэлектрохимической обработкой с дополнительным облучением УФ-лучями в тонком слое.

Отличительными признаками предлагаемого способа является то, что при агломерации (окомковании) в минеральную массу добавляют дополнительно карбонатно-щелочной раствор, содержащий растворенный углекислый газ и активный кислород, полученные в результате последовательной электрохимической и фотохимической обработки содового раствора, которым окисляют, выщелачивают или переводят в подвижное состояние компоненты минеральных матриц, содержащих дисперсное золото, после чего осуществляют выщелачивание золота из агломерированного материала, первоначально в пенетрационно-диффузионном режиме вводом активного концентрированного раствора выщелачивающих реагентов до образования смачивающих агломерированный материал пленок, а затем, после накопления в них растворенного золота, в инфильтрационном, фильтрационном или агитационном режимах накислороженной водой или слабым раствором выщелачивающего реагента, с повторением цикла до экономически оправданного уровня извлечения.

Способ осуществляется следующим образом.

В электрохимическом реакторе готовят активный щелочно-содовый раствор путем барботажа воздухом и последовательного электролиза с образованием растворенного двухатомарного кислорода и углекислого газа, выделяющихся на аноде, а затем образования активного кислорода (озона, перекиси водорода, гидроксил-радикала облучением электролизного раствора УФ-светом в диапазоне длин электромагнитных волн 180-300 нанометров путем циркуляции раствора через погружные УФ-лампы или облучением - навесными (внешними) УФ-лампами при продолжающемся электролизе, преимущественно в прианодной зоне. В прикатодной области реактора образуется гидроксид натрия (щелочь). Полученный карбонатно-щелочной раствор, содержащий активные формы кислорода, совместно со связующим материалом используют для агломерации техногенной минеральной массы, содержащей полезные компоненты. В результате чего активные окисляющие и комплексообразующие компоненты раствора начинают диффундировать в верхние слои минеральных матриц, содержащих дисперсное золото, при этом происходит интенсивное выщелачивание железа и меди гидрокарбонатами, окисление серы активным кислородом, с образованием сульфатов, что обеспечивает в целом подготовку минеральной матрицы к последующему выщелачиванию «свободного» и включенного в минеральные матрицы золота. При этом, поскольку раствор имеет щелочную основу, мышьяк в составе арсенопирита и других арсенатов остается в твердой фазе. Комплексное воздействие на матрицы золотосодержащих минеральных частиц кварца и халцедона, растворенных карбонатов и гидрокарбонатов, в сочетании с углекислотой и гидроксидом натрия, полученными в ходе электрохимической обработки исходного содового раствора, формирует в этих минералах квазижидкие приповерхностные области гидратированных поликремниевых соединений, обеспечивающих возможность последующего проникновения в глубинные слои их матриц комплексообразователей и их взаимодействие с дисперсным золотом. Причем углекислотно-гидроксидный комплекс не действует разрушающе на комплексообразующие соединения, в том числе цианиды. В то же время окомкованный материал приобретает хорошую проницаемость для активного концентрированного раствора, содержащего комплексообразователи. В том случае, если в золотосодержащей минеральной массе содержатся в значительных количествах сульфосоли и/или углистое вещество, то при подготовке активного раствора, после электролиза исходного содового раствора, дополнительно вводят перекись водорода, которая при последующем УФ-облучении продуцирует более сильный окислитель-гидроксил-радикал.

После окомкования во вращающемся барабане, минеральную массу укладывают в штабели (на подготовленную площадку или в кювету) и выдерживают в них 1-2-е суток для обеспечения подготовки золотосодержащих минеральных матриц к последующему выщелачиванию.

Через эммитеры, размещенные в уложенных на поверхности штабелей трубах (шлангах), или через погружные трубы и патрубки осуществляют двухстадийное орошение штабеля: первоначально концентрированным раствором основных выщелачивающих реагентов, а затем, после выдерживания паузы 2-4 суток, накислороженной водой или слабым раствором основного реагента. Обработка подготовленного агломерированного материала небольшим количеством концентрированного раствора с комплексообразователем для золота с последующим выдерживанием в течение 2-4 суток обеспечивает его выщелачивание в пенетрационно-диффузионном режиме. Последующее орошение агломерированного материала водой или слабым раствором реагента обеспечивает извлечение выщелоченного золота из пленочной жидкости в основной объем формирующегося раствора, который перемещается в штабеле в фильтрационном или инфильтрационном режиме. При большом количестве в выщелачиваемом материале глинистых или шламистых частиц, слабо агломерированный материал может быть полностью залит раствором с образованием пульпы, которая может перемешиваться эрлифтами и после выщелачивания откачиваться из кюветы насосами. При этом после агломерации такого материала с активным содово-щелочным раствором, его перед укладкой в траншею (кювету) смешивают с сорбентом 1 -и стадии, таким образом, при последующем орошении материала концентрированным раствором основного выщелачивающего реагента, сразу начинается процесс сорбционного выщелачивания. После подачи в кювету слабо концентрированного раствора реагента или накислороженной воды до образования пульпы, сорбент первой стадии отделяется от нее на ситах и в процесс подается сорбент второй стадии.

При кучном варианте реализации заявляемого способа, для полноценной проработки материала штабелей, их формирование предпочтительнее осуществлять с параллельным размещением в них системы ортогонально ориентированных относительно друг друга перфорированных труб и патрубков. Таким образом, обеспечивается использование «объемного» орошения через систему труб и патрубков, при котором практически исключается эффект каналирования - движения растворов внутри штабеля отдельными потоками с оставлением «сухих» зон. После выпуска из штабеля первого, концентрированного рабочего раствора, сбора его в дренажной канаве и откачивания на поверхность для сорбции растворенного золота сорбентом 1-й стадии, в штабель повторно подается небольшое (не более 1:10 по отношению к объему выщелачиваемого материала) количество доукрепленного оборотного (после сорбции из него золота) или свежеприготовленного активного концентрированного выщелачивающего раствора. Далее, после очередного выдерживания его в штабеле в течение 1-2 суток, цикл повторяется - осуществляется интенсивная подача в штабель низко концентрированного оборотного обеззолоченного накислороженного раствора (полученного после сорбции или осаждения из него золота). Формирующийся в штабеле низко концентрированный раствор реагента обеспечивает сбор выщелоченного золота из пленочной воды и его довыщелачивание из минеральных матриц.

Золото из рабочих растворов первой и второй стадий кучного выщелачивания сорбируют или осаждают в отдельных цепочках колонн, поскольку они имеют существенно разный солевой состав и содержание золота и сопутствующих ценных металлов. Циклы второй стадии выщелачивания повторяют до снижения в рабочих растворах концентрации металлов ниже критической величины. Для повышения сорбционной активности соответственно сорбционной емкости угля или смолы используется их обработка таким же активным карбонатно-щелочным раствором, который используется при агломерации с дополнительным облучением в тонком слое УФ-лампами.

Такая обработка позволит сформировать дополнительные карбоксильные группы на поверхности угольных частиц или повысить активность пленочной фазы ионита.

Пример конкретного использования способа.

Способ был опробован на лежалых хвостах обогащения руд Дарасунского месторождения, в которых находится неизвлеченное в концентрат, заключенное в минеральных частицах халькопирита, арсенопирита, кварца, халцедона дисперсное золото. Причем такое золото не извлекается из хвостов методом кучного выщелачивания простым «накислороженным» цианидным раствором (см. протокол, схемы 1, 2), а только предложенными активными растворами (схема 3).

Из 1%-ного содового раствора готовили активный карбонатно-щелочной раствор в электрохимическом реакторе путем барботажа воздухом для насыщения кислородом в течение 1 часа, электролизом в течение 1 часа, последующего ввода до концентрации 1% перекиси водорода и облучения УФ-светом в диапазоне 180-300 нанометров лампами ДРТ-230 в течение 30 мин. Полученный раствор совместно с цементом и известью-5 кг/т использовали для раздельной агломерации среднезернистых и шламисто-глинистых лежалых хвостов обогащения, содержащих полезные компоненты. Для первых расход цемента составил 3 кг/т, для вторых - 2 кг/т. После окомкования во вращающемся барабане, минеральную массу этих типов хвостов в форме окатышей раздельно укладывали в штабели. Агломерированную минеральную массу среднезернистых лежалых хвостов обогащения укладывали на поверхности в штабеле высотой 2.5 м, которые оборудовали системой перфорированных пластиковых труб и прикрепленных к ним перфорированных патрубков диаметром 1.5 см с торцевыми заглушками, выдерживали одни сутки и подавали через них концентрированный раствор цианида натрия, приготовленный на основе такого же активного содового раствора, но без добавления перекиси водорода, полученного при электрохимической и фотохимической обработке, из расчета 500 г цианида/т твердого как основного выщелачивающего реагента и кондиционирующей щелочи, добавляемой до достижения раствором рН=10.5. Далее выдерживали раствор в штабеле в течение 2-х суток, осуществляя выщелачивание золота в пенетрационно-диффузионном режиме из сульфидных, сульфоарсенидных, сульфосолевых (сульфосольных) минералов, кварца и халцедона. После чего орошали через трубы и патрубки штабель накислороженной водой до Т:Ж=10:3, чем обеспечивали перевод выщелоченного золота в формируемый разбавленный подвижный рабочий раствор. Рабочие растворы первой стадии выщелачивания с концентрацией золота более 20 мг/л собирали в дренажной канаве и подавали на сорбционные колонны 1-й стадии сорбции, в которых размещены подготовленные в активном доукрепленном щелочью растворе ионообменные смолы, сорбирующие последовательно комплексные анионы железа, меди, серебра и золота. Содержание золота на смоле составило 7 мг/г. После выпуска раствора первой стадии выщелачивания, в штабель подавали повторно свежеприготовленный также на базе активного содового раствора концентрированный (2%-й) раствор цианида натрия из расчета Т:Ж=10:1, который выдерживали в штабеле двое суток, после чего в штабель подавали обеззолоченные растворы первой стадии. При этом такие обеззолоченные растворы с извлеченными из них примесями доукрепляли цианидом, насыщали кислородом воздуха перед подачей на повторное орошение. Рабочие растворы второй стадии, после выпуска их из штабеля, отправляли на угольные сорбционные колонны. Концентрация золота на угле составила 5 мг/г. Далее смолу и уголь отправляли на десорбцию. Обеззолоченные растворы доукрепляли цианидом до концентрации 300 мг/л, накислороживали воздухом и закачивали в штабель для контрольного извлечения золота. Циклы второй стадии выщелачивания продолжали до достижения критической концентрации золота в растворе - 0.5 мг/л.

Слабо агломерированный материал шламисто-глинистых частиц смешивался в объемном соотношении 20:1 с подготовленной в активном, доукрепленном щелочью растворе, ионообменной смолой А-100, с облучением в тонком (10 см) слое УФ-лампой, и помещался в кюветы размером 20*5*1.5 м с гидроизолированными пленкой бортами и днищем. После 2-х суток выстаивания, в кювету через перфорированные трубы подавался 2%-й раствор цианида натрия из соотношения Т:Ж=7.5:1 и кюветы сверху закрывались пленкой. Материал с цианидным раствором выстаивался 3-е суток, после чего в кювету подавалась накислороженная вода до соотношения Ж:Т=1:1, с образованием пульпы, которая перемешивалась эрлифтами в течение часа. После этого пульпа, при перемешивании эрлифтом, пропускалась через сетчатый барабан с наклонной осью, в котором осуществлялось отделение смолы 1-й стадии от пульпы. Далее в пульпу подавался доукрепляющий активный раствор цианида натрия, свежая смола, подготовленная в активном растворе из расчета 2% от ее объема. Перемешивание пульпы со смолой эрлифтами продолжалось в течение одних суток с 2-х часовыми перерывами после часа активного барботажа.

После завершения процесса сорбционного выщелачивания, осуществлялось отделение насыщенной смолы 2-й стадии на сетчатом барабане при откачивании пульпы из кюветы насосами. Содержание на смоле 1-й стадии золота 7.5 мг/г, второй - 5.3 мг/г. Общее извлечение золота из Дарасунских хвостов составило 82%.

1. Способ извлечения дисперсного золота из упорных руд и техногенного минерального сырья, включающий агломерацию золотосодержащей минеральной массы исходного сырья путем добавки к ней связующего материала, формирование штабеля, выщелачивание золота подачей в штабель раствора реагента, выщелачивающего золото, сбор рабочих растворов с последующим выделением из него золота, отличающийся тем, что при агломерации в минеральную массу дополнительно добавляют карбонатно-щелочной раствор, содержащий растворенный углекислый газ и активный кислород, полученные в результате последовательной электрохимической и фотохимической обработки содового раствора, которым окисляют, выщелачивают или переводят в подвижное состояние компоненты минеральных матриц сырья, содержащих дисперсное золото, после чего осуществляют выщелачивание золота из агломерированного материала первоначально в пенетрационно-диффузионном режиме подачей активного концентрированного раствора выщелачивающего реагента до образования смачивающих агломерированный материал пленок, а затем, после накопления в них растворенного золота, в инфильтрационном, фильтрационном или агитационном режимах накислороженной водой или слабым раствором выщелачивающего реагента, с повторением цикла до экономически оправданного уровня извлечения.

2. Способ по п.1, отличающийся тем, что в активный содовый раствор после электрохимической обработки вводят перекись водорода и подвергают его фотохимической обработке УФ-лампой.

3. Способ по п.1, отличающийся тем, что выделение золота производят из рабочего раствора в сорбционных колоннах сорбцией, проводимой стадийно после каждого цикла выщелачивания.

4. Способ по п.3, отличающийся тем, что перед загрузкой в сорбционные колонны сорбенты подготавливают в карбонатно-щелочном растворе, полученном фотоэлектрохимической обработкой, с дополнительным облучением УФ-лучами в тонком слое.



 

Похожие патенты:

Изобретение относится к гидрометаллургии золота и может быть использовано для переработки золотосодержащих руд, концентратов, промпродуктов, шламов и хвостов. .

Изобретение относится к гидрометаллургии благородных металлов, в частности к извлечению благородных металлов из цианистых растворов и/или пульп по угольно-сорбционной технологии.

Изобретение относится к цветной металлургии и предназначено для извлечения золота из упорной арсенопирит-пирротиновой руды. .
Изобретение относится к гидрометаллургии благородных металлов, а именно к способу извлечения золота из минерального сырья. .
Изобретение относится к области металлургии и горного дела, в частности к способу извлечения золота из лежалых хвостов намывных хвостохранилищ. .
Изобретение относится к цветной металлургии, в частности к способам извлечения золота из гравитационных концентратов. .

Изобретение относится к области гидрометаллургии, в частности к способу кондиционирования цианидсодержащих оборотных растворов при переработке золотомедистых руд с извлечением золота и меди, регенерацией цианида и организацией оборотного водоснабжения.

Изобретение относится к области цветной металлургии, в частности к способу переработки упорного сульфидного золотосодержащего сырья. .

Изобретение относится к области гидрометаллургии благородных металлов и может быть использовано в горнообогатительной промышленности. .
Изобретение относится к области гидрометаллургии благородных металлов и может быть использовано, в частности, для извлечения золота из глинистых руд методом кучного выщелачивания.

Изобретение относится к области гидрометаллургии благородных металлов и может быть использовано для извлечения золота из хвостов золотоизвлекательных установок, перерабатывающих углистые сорбционно-активные руды и продукты обогащения. Способ извлечения золота из хвостов цианирования углистых сорбционно-активных руд и продуктов обогащения включает фильтрацию пульпы из хвостов на фильтр-прессах с возвратом фильтрата в цикл цианирования или на обезвреживание. Перед фильтрацией пульпу нагревают и фильтрацию проводят при температуре 70-130°C и давлении 0,2-0,6 МПа. После фильтрации кек на фильтре промывают предварительно нагретыми оборотными цианистыми растворами либо водой при температуре 70-130°C и давлении 0,2-0,6 МПа. Основной и промывной фильтраты объединяют, охлаждают и извлекают золото сорбцией или цементацией. Техническим результатом является дополнительное извлечение золота из хвостов цианирования углистых сорбционно-активных руд и продуктов обогащения. 1 ил., 2 табл., 2 пр.

Изобретение относится к способу переработки золотосодержащих руд с примесями ртути. Способ включает измельчение исходного материала, цианидное выщелачивание с получением продуктивного раствора золота с примесями ртути, введение сульфидсодержащего реагента для осаждения ртути, сорбцию золота на активированный уголь с возвратом оборотного цианидного раствора на выщелачивание, десорбцию золота и электролиз золота из десорбата. Сульфидсодержащий реагент вводят в виде водного раствора смеси сульфида натрия и окиси кальция при их массовом соотношении 4,3-4,4 на 900-1100 массовых частей оборотного цианидного раствора. После выделения ртути в виде труднорастворимого осадка суспензию разделяют с получением осветленного раствора, из которого проводят сорбцию золота на активированный уголь. Техническим результатом является практически полное отделение ртути без отрицательного влияния на сорбцию золота. 3 з.п. ф-лы, 1 табл., 1 пр.
Изобретение относится к комбинированному способу кучного выщелачивания золота из упорных сульфидных руд. Способ включает сооружение непроницаемого основания, отсыпку штабеля руды, монтаж систем орошения выщелачивающих и сбора продукционных растворов, окисление сульфидной минерализации и последующее цианирование руды. При этом окисление сульфидной минерализации инициируют подачей раствора кислоты в сооруженный рудный штабель до значения величины рН в интервале 4,0-8,0, при этом в качестве окислителя используют гипохлорит кальция или гипохлорит натрия. Техническим результатом является повышение степени извлечения золота. 2 табл., 2 пр.

Изобретение относится к способу переработки сульфидных концентратов, содержащих благородные металлы. Способ включает смешивание концентрата с карбонатом натрия, карбонатом кальция, продуктом на основе оксида железа и углеродистым восстановителем. Затем ведут плавку шихты, разделение продуктов плавки штейна и шлака и регламентированное охлаждение расплава штейна. Охлажденный штейн в слитке выдерживают на воздухе до полного измельчения саморассыпанием. Измельченный штейн выщелачивают в воде. Осадок обжигают в среде кислородсодержащего газа. Полученный огарок выщелачивают в воде с последующим отделением раствора от нерастворимого остатка, который выщелачивают в щелочной среде в присутствии цианидов щелочных металлов. Полученный после отделения кек направляют на плавку совместно с исходным сульфидным концентратом, а водный и цианистый растворы от выщелачивания огарка перерабатывают с извлечением благородных металлов. Техническим результатом является повышение извлечения благородных металлов. 4 табл., 1 пр.
Изобретение относится к области гидрометаллургии благородных металлов. Способ извлечения золота из руд и концентратов включает загрузку в реактор предварительно измельченного исходного сырья и его обработку раствором цианида с циркуляцией пульпы и диспергированием путем подачи сжатого воздуха. При этом процесс обработки пульпы проводят с использованием двухлучевого оппозитного гидроакустического излучателя с оппозитным веерным излучением широкополосных с непрерывным спектром акустических колебаний и веерного распыления в рабочем объеме реактора облаков микропузырьков воздуха, активно засасываемого в зону разрежения, создаваемого излучателем. Техническим результатом изобретения является интенсификация процесса извлечения золота из руд и концентратов. 2 пр.
Изобретение относится к металлургии цветных и благородных металлов, в частности к извлечению золота из концентратов. Способ включает стадийное цианистое выщелачивание золота, на первой из которых измельченный исходный материал при перемешивании выщелачивают оборотным цианистым раствором. Из продукта первой стадии выделяют классификацией песковую фракцию. На второй стадии песковую фракцию выщелачивают в цианистом растворе с концентрацией NaCN 0,5-2 г/л. При этом растворы, полученные на второй стадии, направляют для выщелачивания исходного материала. Золото извлекают из растворов выщелачивания первой стадии. Кеки выщелачивания первой и второй стадий смешивают со связующим и пористым наполнителем, смесь гранулируют, складируют в виде штабеля и дополнительно извлекают золото из штабеля кучным выщелачиванием. В качестве пористого наполнителя используют золу сжигания каменных углей в количестве 5-10% от массы кеков. Кучное выщелачивание золота проводят обеззолоченным раствором с содержанием 0,1-0,5 г/л NaCN. Продуктивный раствор с кучного выщелачивания подкрепляют цианидом и направляют на стадию выщелачивания песковой фракции. Техническим результатом является повышение суммарного извлечения золота из концентратов на 4-5%. 2 з.п. ф-лы, 1 табл., 1 пр.
Изобретение относится к области гидрометаллургии благородных металлов и может быть использовано, в частности, для извлечения золота при кучном выщелачивании упорных золотосодержащих руд цианидными растворами. Способ заключается в том, что в руду перед укладкой в штабель или в процессе его формирования вводят пиритные огарки. В качестве пиритных огарков используют выветрелые, лежалые огарки и огарки текущего производства. После формирования штабеля ведут выщелачивание золота растворами цианидов. Техническим результатом является повышение степени извлечения золота при цианидном выщелачивании упорных руд, снижение расхода цианида. 7 з.п. ф-лы, 6 табл., 6 пр.

Изобретение относится к области металлургии цветных и благородных металлов, в частности к способу извлечения золота из теллуристых руд и концентратов. Исходное сырье обрабатывают раствором, содержащим 1-10 г/л сульфита натрия, 0,1-1 мг/л растворенного кислорода, при рН=10-11. После обработки кек отделяют от раствора и подвергают цианированию. Отделенный от кека раствор возвращают для обработки новой порции сырья в растворе сульфита натрия. Техническим результатом является повышение скорости растворения золота при цианировании на 20-30% за счет разрушения прочной связи между золотом и теллуром. 1 з.п. ф-лы, 1 табл., 1 пр.
Изобретение относится к области гидрометаллургии благородных металлов и может быть использовано, в частности, для извлечения благородных металлов при кучном выщелачивании золотосодержащих глинистых руд цианистыми растворами. Способ извлечения благородных металлов из глинистых руд включает окомкование дробленой руды с цементом, укладку штабеля из окомкованной руды и выщелачивание цианистыми растворами. При этом верхний слой рудного штабеля высотой 0,2-0,5 м укладывают рудой, окомкованной с повышенным на 10-40% расходом цемента. Техническим результатом является увеличение скорости выщелачивания за счет увеличения механической прочности окомкованных частиц верхнего слоя рудного штабеля. 2 табл., 2 пр.
Группа изобретений относится к извлечению дисперсного золота из упорных руд и техногенного минерального сырья. Способ включает агломерацию золотосодержащей минеральной массы исходного сырья путем добавки к ней связующего материала, формирование штабеля, выщелачивание золота подачей в штабель раствора реагента, выщелачивающего золото, сбор рабочих растворов с последующим выделением из него золота. В первом варианте способа при агломерации золотосодержащую минеральную массу разделяют на две навески, причем первую навеску обрабатывают карбонатно-пероксидным раствором, а вторую - активным цианидным раствором. После агломерации навески смешивают и укладывают в штабели, выдерживают и проводят выщелачивание путем подачи в штабели накислороженной воды или слабого щелочного раствора цианида натрия или калия в инфильтрационном, фильтрационном или пульсационно-статическом режиме. Во втором варианте способа золотосодержащую массу не разделяют на навески. Обеспечивается повышение эффективности извлечения золота из руд и техногенных минеральных образований. 2 н.п. ф-лы, 1 пр.
Наверх