Игд выщелачивание золота. Хабаровские учёные придумали новый способ извлечения золота

С целью определения возможности выщелачивания цветных металлов нецианистыми растворителями проведены сопоставительные эксперименты на материалах различного вещественного состава, различающиеся между собой по форме нахождения металлов и содержанию. Использован метод агитационного выщелачивания. Объектами для проведения исследований были складированные отходы обогащения медно-никелевых руд, которые могут рассматриваться в качестве дополнительных источников цветных металлов, и золотосодержащие руды месторождения Самсон. Выщелачивание проводилось растворами тиомочевины, гуматов, йодистого аммония, йода и лигнина. Установлена возможность тиомочевинного выщелачивания золота из хвостов Норильской фабрики. Установлено, что для извлечения платины, никеля, палладия и меди наиболее подходит раствор сульфитного щелока. Для золотосодержащей руды и флотоконцентрата месторождения Самсон наибольшее извлечение дает использование йода и гуматов. Для хвостов обогащения месторождения Самсон – йод, сульфатный щелок.

агитационное выщелачивание

цветные металлы

концентраты

отходы обогащения

нецианистые растворители

1. Брагин В.И., Усманова Н.Ф., Меркулова Е.Н. Морфология золота в коре выветривания Самсоновского рудного узла // Второй международный конгресс Цветные металлы – Красноярск, 2010. – С. 46–48.

2. Минеев Г.Г., Панченко А.Ф. Растворители золота и серебра в гидрометаллургии. – М.: Металлургия. 1994. – 240 с.

3. Михайлов А.Г., Тарабанько В.Е., Харитонова М.Ю., Вашлаев И.И., Свиридова М.Л. Возможности воды и раствора сульфитного щелока в подвижности цветных и благородных металлов в хвостах флотационного обогащения // Журнал Сибирского федерального университета. Химия. – 2014. – Т. 7, № 2. – С. 271–279.

4. Михайлов А.Г., Харитонова М.Ю., Вашлаев И.И., Свиридова М.Л.. Исследование подвижности водорастворимых форм цветных и благородных металлов в массиве лежалых хвостов обогащения // Физико-технические проблемы переработки полезных ископаемых. – 2013.– № 3. – С. 188–196.

5. Панченко А.Ф, Лодейщиков В.В., Хмельницкая О.Д. Изучение нецианистых растворителей золота и серебра // Цветные металлы. – 2001. – № 5. – С.17–20.

6. Патент РФ № 2402620, МПК С22В 3/04, 27.10.2010.

7. Толстов Е.А., Толстов Д.Е. Физико-химические геотехнологии освоения месторождений урана и золота в Кызылкумском регионе. – М.: ООО Геоинформцентр, 2002. – С. 277.

Выщелачивание представляет собой метод, позволяющий вовлекать в переработку минеральное сырье низкого качества и эффективно осваивать месторождения с малыми запасами, экономически невыгодными для переработки другими методами . В мировой практике для выщелачивания золота из золотосодержащих руд широко применяется цианирование. Несмотря на преимущества перед другими растворителями, высокая токсичность цианидов вынуждает искать альтернативные растворители золота, удовлетворяющие ужесточенным экологическим требованиям. Большая группа нецианистых растворителей - тиокарбамид (тиомочевина), хлор, бром, тиосульфаты натрия и аммония, гидросульфиды, соли гуминовых кислот и др. изучена Иргиредметом. Результаты обобщены в работах . Работы по изучению растворения цветных металлов нецианистыми растворителями из руд и отходов обогащения проводились в ИХХТ СО РАН. Установлено, что при выветривании хвостов обогащения образуются растворимые формы цветных и благородных металлов . Возможность сульфитного щелока переводить в растворимую форму цветные и благородные металлы показана в . Полученные результаты легли в основу технологии восходящего капиллярного выщелачивания .

Цель исследования - определить оптимальный растворитель для извлечения металлов из золотосодержащих руд и отходов обогащения. Использовался метод агитационного выщелачивания. Данное исследование является предварительным этапом технологических исследований, позволяет на небольшом объеме материала выбрать оптимальный выщелачивающий реагент и установить максимально возможную степень извлечения металла из конкретной руды.

Материалы и методы исследования

Выщелачивание проводилось растворами тиомочевины, гуматов, йодистого аммония, йода и лигнина. Расход реагентов составил: тиомочевины 30 г/л, 10 г/л, гуматов - 100 г/л, йодистого аммония - 5 г/л, йода - 25 мл/л, сульфитный щелок (лигнин) 200 мл.

В качестве сульфитного щелока использованы отходы бисульфитной варки целлюлозы Енисейского ЦБК (г. Красноярск) с содержанием сухих веществ 8,7 мас. % без дополнительной обработки или концентрирования. Состав органических веществ щелока - лигносульфонаты - 65-66 %, углеводы - 16-17 %, органические кислоты 16-18 %.

Объектами для проведения исследований были первичные руды месторождения Самсон Нижнего Приангарья и отходы обогащения полиметаллических руд Норильского промузла, складированные в долине р. Щучья. Общий анализ горно-геологических условий, природных и технологических факторов показал возможность применения на этих объектах технологии восходящего капиллярного выщелачивания.

Исследования проводились для четырех проб, содержание в которых полезных компонентов приведено в табл. 1.

Таблица 1

Проба № 1 отобрана из технологической пробы лежалых отвальных хвостов Норильской обогатительной фабрики, складированных в долине р. Щучья. Внешне материал представляет собой серый песок средней крупности 2,0 мм. Из рудных минералов присутствуют пирротин, хромит; в подчиненном количестве халькопирит; изредка брусит, пентландит. По истечении нескольких десятилетий хранения содержание сульфидных минералов не превышает 10 %. В пробе, помимо золота, содержатся Ni, Cu, Co, металлы группы платины. Минералогический анализ показал, что доля свободного золота составляет 10-15 % от общего его содержания и находится в сростках с сульфидами. Минералогический анализ исходного материала показал, что сульфиды цветных металлов составляют 60-70 %, а в оксидных фазах - до 15-20 %. Золото (~87 %) и платина (~19 %) представлены органическими формами, основная часть платины (45 %) связана с оксидами железа и марганца, палладий - на 61 % связан с сульфидными минералами.

Проба № 2 отобрана из технологической пробы коры выветривания участка Верхнеталовский месторождения Самсон. Преобладающее срастание золота - с оксидами железа, в меньшей степени - с кварцем. Золото относительно равномерно распределено по всем классам крупности. Свободное золото присутствует в основном в крупности менее 0,044 мм. В результате гравитационных испытаний в шлих извлеклось 40 % золота. В настоящее время отработка месторождения ведется по гравитационной технологии. Содержание золота в хвостах гравитационного обогащения составляет 0,74 г/т, что требует дальнейшей переработки выщелачиванием . Золото распределено по классам крупности относительно равномерно, обедненные до отвального содержания классы в руде не представлены. Содержание золота в руде, определенное пробирным анализом, - 2,8 г/т. Форма золотин сложная, присутствует губчатое и пористое золото. Раскрытие золота происходит в крупности менее 0,16 мм.

Проба № 3 представляет собой флотоконцентрат, полученный из руды Верхнеталовского участка месторождения Самсон в лабораторных условиях на флотомашине механического типа. Реагентный режим: ксантогенат 150 г/т, ИМ50 - 50 г/т и сосновое масло 160 г/т. Масса навески 300 г. Объем камеры 3 литра. Отношение Т:Ж = 1:3. Время флотации 10 минут. После флотации пульпа промывалась от реагентов. Далее концентрат высушивался.

Проба № 4 отобрана из технологической пробы отходов гравитационной переработки месторождения Самсон.

Пробы руды измельчали до 2 мм, крупность флотоконцентрата 0,44 мм. Масса навески в каждом опыте составляла 100 г, объем раствора - 200 мл. Измельченная проба с выщелачивающим раствором при соотношении жидкой фазы к твердой Ж:Т = 2:1 взаимодействовала в течение 24 часов при комнатной температуре при периодическом перемешивании. Для контроля процесса через 1, 2, 4, 24 часа отфильтровывали пробы раствора на анализ на содержание полезных компонентов. По окончанию эксперимента (24 часа) проба также анализировалась. Извлечение металлов рассчитывалось по содержанию в фильтрационных растворах. В табл. 2 приведены максимальные значения извлечений, полученные в результате проведения опытов.

Результаты исследования и их обсуждение

Проба № 1. При использовании в качестве выщелачивающего раствора тиомочевины 3 % за 24 часа эксперимента получено наибольшее извлечение золота (53,03 %). Есть смысл увеличить время агитации при использовании тиомочевины и йодистого аммония. При использовании гуматов, лигнина и йода максимум извлечений достигается за 1-4 ч активации.

Для выщелачивания платины, палладия, меди и никеля наилучший результат показал раствор сульфитного щелока (рис. 1).

Проба № 2. Максимальное извлечение наблюдалось в опытах при продолжительности выщелачивания 2 часа гуматом (43,18 %), 4 часа йодом (33,25 %), 1 час лигнином (22,14 %). Дальнейшее увеличение продолжительности до 24 ч приводит к снижению перехода металла в раствор (рис. 2).

Таблица 2

Результаты агитационного выщелачивания

Рис. 1. Кинетика извлечения металлов в раствор при использовании лигнина (проба № 1)

Проба № 3. Лучшее извлечение (42,13 %) получено при обработке йодом за 24 часа. При обработке гуматами в течение 4 часов извлечение достигается 26,39 %. Остальные растворители в опытах с данной пробой не работают (рис. 3).

Проба № 4. На рис. 4 представлена кинетика извлечения золота отвальных хвостов месторождения Самсон в раствор при использовании различных растворителей. Как видно, максимальное извлечение золота в раствор наблюдается при использовании йода (63,66 %) за 24 часа выщелачивания. При применении йодистого аммония и йода можно предположить дальнейшее нарастание извлечения золота в раствор при продолжении опыта более 24 часов. (рис. 4). Поэтому для того, чтобы проследить дальнейшее направление процесса, необходимо увеличить время агитации для этих растворов.

Рис. 2. Кинетика извлечения золота в раствор для различных растворителей (проба № 2): 1 - гуматы; 2 - йод; 3 - лигнин

Рис. 3. Кинетика извлечения золота в раствор при различных растворителях (проба № 3): 1 - йод; 2 - гуматы

Заключение

Опыты показали, что для выщелачивания золота из исследуемых материалов наиболее эффективны растворы: для лежалых отвальных хвостов Норильской обогатительной фабрики, складированных в долине р. Щучья - раствор тиомочевины 3 %; для руды месторождения Самсон (в порядке убывания) - гуматы - йод - сульфитный щелок; для концентрата месторождения Самсон - йод - гуматы; для хвостов гравитационного обогащения месторождения Самсон - йод - сульфатный щелок - йодистый аммоний - гуматы. Для извлечения платины, никеля, палладия и меди из отвальных хвостов Норильской фабрики наибольшие извлечения дает раствор сульфитного щелока.

Рис. 4. Кинетика извлечения золота в раствор для различных растворителей (проба № 4): 1 - йод; 2 - йодистый аммоний; 3 - гуматы; 4 - лигнин; 5 - тиомочевина

Полученные результаты являются ориентиром для выбора растворителей и их концентраций, с которыми дальше будут проведены укрупненные лабораторные испытания при фильтрационном режиме выщелачивания.

Основные выводы

1. Показана принципиальная возможность перевода в раствор цветных металлов при выщелачивании хвостов Норильской обогатительной фабрики сульфитным щелоком. Извлечение составляет 30-84 %. Для извлечения золота возможно использование тиомочевины 3 %, извлечение выше, чем другими исследованными растворителями.

2. Показана принципиальная возможность перевода в раствор золота при выщелачивании руды и флотоконцентрата месторождения Самсон йодом и гуматами. Извлечение 26-43 %.

3. Показана принципиальная возможность перевода в раствор золота при выщелачивании лежалых хвостов гравитационного обогащения месторождения Самсон йодом и сульфитным щелоком. Извлечение 64-40 %.

4. Представляется целесообразным дальнейшее проведение исследований по выщелачиванию исследуемых материалов.

Библиографическая ссылка

Учёные из хабаровского Института горного дела ДВО РАН изобрели новый способ извлечения самых микроскопических примесей золота, платины и других ценных металлов - при помощи «умного» раствора.

Как рассказал корреспонденту ИА «Хабаровский край сегодня» в эксклюзивном интервью один из разработчиков проекта, кандидат технических наук Константин Прохоров, их разработка сможет заменить дорогой и потенциально опасный метод растворения золотосодержащей руды при помощи крайне ядовитых цианидов. Его сейчас применяют практически на всех перерабатывающих фабриках Дальнего Востока.

При таком традиционном способе переработки руды, в «хвостах», как называют горняки отходы производства, остаётся от одного до полутора граммов золота на тонну, - объяснил Константин Прохоров . – На некоторых современных приисках столько содержится в добываемой руде. Мы теряем огромное количество золота. Из-за границы даже поступают предложения скупать у нас эти залежи «хвостов», там у себя они готовы построить перерабатывающие заводы и извлекать из наших отходов золото. Зачем это! Вот и возникла идея разработать способ сразу выбирать из руды весь содержащийся там металл.

Поиск такого инновационного способа извлечения золота специалисты хабаровского Института горного дела начали в конце прошлого года. Группу возглавил переехавший в наш регион из Читы доктор технических наук Артур Секисов. Как уверяет Константин Прохоров, уже удалось добиться хорошего результата. Специальный раствор, который совершенно безвреден для человека и окружающей среды, «вытаскивает» из руды даже самые микроскопические примеси золота и платины практически на 100%.

Я не могу пока раскрыть точных ингредиентов нашего раствора, нам сперва нужно оформить патент на наше изобретение. Но хочу сказать, что раствор является активным. Его нельзя будет, как цианид, залить в бочки и перевозить. Его нужно будет получать на самом предприятии. Он состоит из многих компонентов, которые по-разному работают под воздействием электричества и ультрафиолетового излучения. В этом реагенте несколько веществ по мере переработки руды перетекают из одного в другое, обмениваясь электронами, проявляя различную активность. Наш реагент - это, своего рода, живая экосистема, - добавил Константин Прохоров .

Сейчас хабаровские учёные завершают цикл лабораторных испытаний. Затем начнётся процедура получения патента на изобретение и полупромышленные испытания, во время которых предстоит оценить экономический эффект от внедрения нового способа извлечения золота.

Ранее ИА «Хабаровский край сегодня» , Константин Прохоров уже получил два патента за свои изобретения. Ещё со студенчества молодой учёный занимался изучением золы и придумал способ извлечения из угольных отходов алюминия.

Изобретение относится к гидрометаллургической переработке золотосодержащих упорных руд и техногенного минерального сырья и предназначено для извлечения золота из них. Способ заключается в том, что штабель из упорной руды одновременно или в виде смеси орошают раствором, содержащим комплексообразователь для золота, и раствором, подвергнутым обработке в фотоэлектрохимическом реакторе. Полученные продуктивные растворы направляют на сорбцию, часть маточных обеззолоченных растворов реактивируют электролизом, доукрепляют комплексообразователем, кондиционируют pH и подают на орошение штабеля параллельно или в виде смеси с раствором, подвергнутым обработке в фотоэлектрохимическом реакторе. Техническим результатом является повышение эффективности способа за счет сокращения расхода комплексообразователя и щелочей и повышения извлечения дисперсного и инкапсулированного золота. 3 ил., 1 табл., 1 пр.

Рисунки к патенту РФ 2580356

Изобретение относится к гидрометаллургии благородных металлов, а именно к гидрометаллургической переработке золотосодержащих руд и техногенного минерального сырья, и предназначено для извлечения золота из них.

Известен способ кучного выщелачивания золота из руд, согласно которому руда подвергается дроблению, после которого укладывается в штабели и орошается раствором цианидов щелочных металлов (Дементьев В.Е. и др. Кучное выщелачивание золота и серебра, Иргиредмет, 2001).

Недостатком данного способа является невысокая эффективность из-за невозможности извлечения инкапсулированных и дисперсных форм золота, составляющих основную долю запасов месторождений упорных руд, что связано с недостаточным доступом комплексообразователей к частицам наноразмерного золота, заключенных в кристаллических решетках минералов-носителей.

Наиболее близким к заявляемому является способ кучного выщелачивания руд, содержащих золото, включающий орошение горнорудной массы концентрированными растворами цианистого калия, которые подают на штабели руды в количестве, не превышающем внутрипоровый объем горнорудной массы, проводят их выдержку и затем ведут выщелачивание золота бесцианидным раствором едкого кали или едкого натра (см. патент РФ № 2009234, МПК С22В 11/08, опубл.15.03.1994).

Недостатком данного способа является невысокая эффективность вследствие значительного расхода дорогостоящих цианидов щелочных металлов и едкого кали или натра, обусловленного необходимостью раздельной подачи в штабель в каждом цикле орошения новых порций растворов этих реагентов, а также недостаточно высокий уровень извлечения дисперсных и инкапсулированных форм нахождения золота, вследствие недостаточно полного разрыва его химических связей с минералообразующими и/или ассоциирующими с ним элементами при взаимодействии с гидроксидами щелочных металлов и двухатомарным кислородом воздуха.

Техническим результатом предлагаемого изобретения является повышение эффективности способа переработки упорных золотосодержащих руд за счет сокращения расхода комплексообразователя и щелочей и повышения извлечения дисперсного и инкапсулированного золота.

Указанный технический результат достигается тем, что способ кучного выщелачивания золота из упорных руд, включающий укладку минерального сырья в штабели и стадийное орошение его различными по составу растворами, отличается тем, что после укладки минерального сырья в штабели, штабель одновременно или в виде смеси орошают раствором, содержащим комплексообразователь для золота, и раствором, подвергнутым обработке в фотоэлектрохимическом реакторе, содержащим активные окислители для золота и химически связанных с ним элементов, при этом полученные продуктивные растворы направляют на сорбцию, часть маточных обеззолоченных растворов реактивируют электролизом, доукрепляют комплексообразователем, кондиционируют pH и подают на орошение штабеля параллельно или в виде смеси с раствором, подвергнутым обработке в фотоэлектрохимическом реакторе, содержащим окислители для золота и химически связанных с ним элементов.

Отличительными признаками предлагаемого способа является то, что после укладки минерального сырья в штабели, штабель одновременно или в виде смеси орошают раствором, содержащим комплексообразователь для золота, и раствором, подвергнутым обработке в фотоэлектрохимическом реакторе, содержащим активные окислители для золота и химически связанных с ним элементов, при этом, полученные продуктивные растворы направляют на сорбцию, часть маточных обеззолоченных растворов реактивируют электролизом, доукрепляют комплексообразователем, кондиционируют pH и подают на орошение штабеля параллельно или в виде смеси с раствором, подвергнутым обработке в фотоэлектрохимическом реакторе, содержащим окислители для золота и химически связанных с ним элементов

Раствор, содержащий окислители для золота и ассоциирующих с ним минералообразующих элементов, готовят путем барботажа воздухом и последующего электролиза, и/или фотолиза (облучения УФ-светом в диапазоне 170-300 нанометров) водно-газовой суспензии, полученной в процессе электролиза исходного раствора реагентов, продуцирующих при обработке группу пероксидов водорода, их ион-радикалы и радикалы, включая гидроксил-радикал, карбоксильные ионы, активные соединения кислорода и азота, хлорноватистую кислоту и другие активные соединения в зависимости от состава исходного раствора. Полученный раствор, содержащий окислители для золота и ассоциирующих с ним минералообразующих элементов, используют для подготовки минеральной массы к выщелачиванию. Активный раствор, содержащий радикальные и ион-радикальные формы гидратированных окислителей и комплексообразователей для золота, готовят посредством ввода комплексообразователей в маточный раствор и подвергают его мягкому электролизу (с напряжением на электродах в диапазоне 2-8 В). Наличие в электролите метастабильных гидроксил-радикалов (и/или перекиси водорода) в составе кластеров приводит к окислению CN-анионов с трансформацией их в СN-радикалы: [(CN *)(ОН - H +)nH 2 O * (Na +)OH - ]. Гидратированные кластеры, включающие такие радикалы, могут вступать в реакцию с золотом:

Способ осуществляется следующим образом.

В фотоэлектрохимических реакторах готовят активные растворы, содержащие окислители для золота и ассоциирующих с ним минералообразующих элементов, которыми орошают штабели параллельно или в смеси с первичным или оборотным выщелачивающим раствором, содержащим комплексообразователь для золота. Растворы, содержащие окислители для золота и ассоциирующих с ним минералообразующих элементов, могут отличаться как составом исходных реагентов, так и их концентрацией, а также концентрацией и составом получаемых в процессе фотоэлектрохимической обработки компонентов. Растворы готовят путем барботажа воздухом и последующего электролиза раствора исходного реагента, на завершающей стадии которого полученную водно-газовую суспензию облучают УФ-светом в диапазоне 170-300 нанометров. При электролизе раствора ряда легко диссоциирующих щелочей, солей и кислот, на аноде выделяются пузырьки кислорода, хлора (или других галогенов), углекислого газа, содержащие также и пары воды. В ходе последующих фотохимических реакций, в объеме выделяемых на аноде пузырьков, возбужденные в результате поглощения квантов УФ-излучения молекулы воды и электролитического газа, например, двухатомарного кислорода, распадаются на активные атомы и радикалы или ионизируются, а продукты распада, взаимодействуя с другими возбужденными молекулами, образуют вторичные активные радикалы, ионы, ион-радикалы или сильные молекулярные окислители:

При коалесценции пузырьков кислорода и водорода (выделяемого на катоде), происходит взаимная диффузия этих газов, что обеспечивает при УФ-облучении такой водно-газовой суспензии увеличение выхода активных соединений кислорода и водорода. Поскольку пузырьки электролитических газов окружены водой, то полученные в результате фотохимических реакций озон, атомарный кислород, гидроксил-радикал и другие активные соединения до рекомбинации диффундируют в пленочную воду, формируя активные гидратные комплексы. Таким образом, фотоэлектрохимический синтез позволяет с высоким выходом получить в растворе Н 2 О 2 , ОН*, а также, при необходимости, используя соответствующие исходные растворимые вещества, и активные соединения с другими элементами, в частности, с серой, углеродом и хлором: NO 3 *- , S 2 O 3 * , S 2 O 8 * , С 2 O 2 + , С 2 O 4 + , Cl*, НСl*, НСlO*, СlO*.

Гидроксил-радикалы, обладая высоким окислительно-восстановительным потенциалом (2300 мВ), присутствующие в любом из трех типов растворов, обеспечивают возможность окисления ими атомов не только железа и серы, но и дисперсных форм золота, а следовательно, перевод их в ионную форму и рост диффузионной активности в объеме кристаллической решетки минералов.

Собственно выщелачивающий раствор готовят электролизом водного раствора исходных компонентов, которые, при взаимодействиями с продуктами электрохимических реакций, формируют активные кластерные формы реагентов, включающие окислители и комплексообразователи. Полученные растворы, в зависимости от минеролого-геохимических особенностей руды и ее фракционного состава, подают на орошение штабеля либо параллельно (через спаренные эмиттеры (воблеры), либо в смешанном перед подачей виде.

Полученные после прохождения через материал штабеля продуктивные растворы направляют на сорбцию, а маточные обеззолоченные растворы насыщают кислородом, доукрепляют цианидами щелочных металлов и разделяют на два потока, один из которых реактивируется в электрохимическом реакторе, а вторую часть потока кондиционируют окисью кальция и подают на орошение штабеля параллельно с реактивированным раствором, содержащим комплексообразователь, и с раствором высокоактивных окислителей для золота и химически связанных с ними элементов, полученных в фотоэлектрохимическом реакторе. Далее циклы орошения тремя растворами (доукрепленным, реактивированным и активным окисляющим) продолжают до падения содержания золота в продуктивном растворе ниже определяемого условиями сорбции и/или экономическими расчетами предела.

Пример конкретного осуществления способа

Способ апробировался на рудах месторождения Погромное.

Месторождение Погромное представлено малосульфидными золотосодержащими метасоматитами переменного минерального состава с преобладанием в нем кварца, серицита, карбонатов. Сульфидные минералы представлены в основном пиритом. Из других рудных минералов золотоносность проявляет арсенопирит, еще менее распространенный, чем сульфиды. Доля высвобождаемого при измельчении руды (условно свободного) золота крупностью до 1 мм составляет 60-70%, золота в сростках 15-20%, дисперсного и инкапсулированного золота в алюмосиликатных, силикатных и, в меньшей степени, в сульфидных минералах - до 15% (остальное - золото, покрытое пленками). В связи с малыми размерами золотин, наличием в рудах минералов, склонных к поглощению воды с выраженным гидратационным эффектом, обуславливающим кольматацию выщелачиваемого материала и каналированное движение потока реагента, извлечение золота из мелкодробленой агломерированной руды месторождения Погромное при кучном выщелачивании не превышает 50%. Возможным вариантом решения проблемы повышения извлечения золота из таких руд при KB является использование активированных растворов, содержащих компоненты, способные проникать вглубь кристаллической решетки минералов, обеспечивая при взаимодействии с атомами катионообразующих элементов (железа, алюминия, магния и др.) их ионизацию, передислокацию и/или окисление кислородом.

Для формирования такой активной среды, в фотоэлектрохимическом реакторе (фиг. 1) готовилась водно-газовая суспензия, содержащая окислители для золота и химически связанных с ними элементов.

В перколяторы, изготовленные на предприятии (фиг. 2), были загружены 4 навески по 100 кг, выделенные из усредненной крупнообъемной пробы руды текущей добычи. Все навески перед загрузкой были окомкованы, 1-й и 4-й перколяторы использовались как контрольные. При этом во второй контрольной схеме (4-й перколятор) использовался дополнительный окислитель - перекись водорода.

Руда, загружаемая в экспериментальные колонны, делилась на 2 части, одна из которых обрабатывалась цианидным раствором концентрацией 1 г/л (как и контрольные навески), вторая - активным водным раствором, подготовленным в фотоэлектрохимическом реакторе, содержащим окислители для золота и ассоциирующих с ним минералообразующих элементов.

После этого окомкованная масса засыпалась в колонны № № 2, 3. После выстаивания в перколяторах (для формирования твердых окатышей и реализации диффузионного режима выщелачивания и окисления), в них подавались цианидные растворы равной концентрации, в экспериментальные - приготовленные на базе активного водного раствора из фотоэлектрохимического реактора, содержащие окислители для золота и химически связанных с ним элементов. Выпускаемые из экспериментальных перколяторов продуктивные растворы пропускались через емкости с активированным углем и, после сорбции из них золота, полученные маточные растворы направлялись на реактивацию. Маточный раствор перколятора 2 барботировался воздухом для насыщения кислородом, и в реакторе осуществлялся его электролиз (для формирования в нем активных гидратированных комплексов) без облучения лампой. При этом во 2-й перколятор, помимо реактивированного оборотного раствора, капельно добавлялся свежий активный раствор из реактора, прошедший фотоэлектрохимическую обработку (соотношение подачи этих растворов выдерживалось как 10:1). Маточный раствор перколятора, помимо барботажа воздухом в реакторе, подвергался электролизу (для формирования в нем активных гидратированных комплексов) без облучения лампой. После чего в него непосредственно добавлялся свежий активный раствор из реактора, прошедший полную фотоэлектрохимическую обработку (соотношение подачи этих растворов выдерживалось как 10:1). Растворы доукреплялись цианидом натрия и кондиционировались щелочью до достижения рН 10.5.

Эксперименты по выщелачиванию дисперсного золота активными растворами 3-го этапа, проведенные в рассмотренной выше последовательности, по данным анализов, выполненных на руднике Апрелково, показали, что почти за 40 суток было извлечено более 67% и 69% (соответственно перколяторы 2, 3), в то время как из контрольной № 1-50%, № 2-62% (см. график фиг. 3)

Данные анализов по емкости сорбента (угля) и твердых хвостов также подтвердили преимущества экспериментальных схем (см. таблицу). Таким образом, максимальный результат получен с использованием заявленного способа (по всем 3-м параметрам), поэтому соответствующая схема рекомендуется для проведения опытно-промышленных испытаний.

ФОРМУЛА ИЗОБРЕТЕНИЯ

Способ кучного выщелачивания золота из упорных руд, включающий укладку руды в штабели и стадийное орошение его различными по составу растворами, отличающийся тем, что после укладки руды в штабели, штабель одновременно или в виде смеси орошают раствором, содержащим комплексообразователь для золота, и раствором, подвергнутым обработке в фотоэлектрохимическом реакторе, содержащим активные окислители для золота и химически связанных с ним элементов, при этом полученные продуктивные растворы направляют на сорбцию, часть маточных обеззолоченных растворов реактивируют электролизом, доукрепляют комплексообразователем, кондиционируют рН и подают на орошение штабеля параллельно или в виде смеси с раствором, подвергнутым обработке в фотоэлектрохимическом реакторе, содержащим окислители для золота и химически связанных с ним элементов.

Изобретение относится к гидрометаллургии и может быть использовано при кучном выщелачивании золота из руд, концентратов и хвостов обогащения. Способ кучного выщелачивания золота включает обработку минерального сырья выщелачивающим раствором, окомкование, закладку окомкованной руды в штабель, орошение штабеля и извлечение из продуктивного раствора металла. Окомкование руды проводят с добавкой твердого окислителя, в качестве которого используют пероксид кальция с расходом 0,1-0,3 кг/т. В качестве увлажняющего раствора при окомковании используют цианистый раствор в количестве, обеспечивающем итоговую влажность 5-30%. Расход цианида натрия составляет 0,1-1 кг/т, причем окомкованную руду перед укладкой в штабель подвергают обработке ультразвуком, а выстаивание штабеля перед орошением проводят в течение 2-3 сут. Техническим результатом изобретения является интенсификация извлечения золота цианированием. 1 ил., 1 пр.

Изобретение относится к области металлургии благородных металлов и может быть использовано, в частности, для извлечения золота при кучном выщелачивании золотосодержащих руд цианистыми растворами. Известен способ выщелачивания золота из руды (1. М.А. Меретуков, А.М. Орлов. Металлургия благородных металлов (зарубежный опыт). М.: Металлургия. С. 97-113. 1991, 2. Кучное выщелачивание благородных металлов". / Под ред. проф. д.т.н. М.И. Фазлуллина. - М.: Издательство Академии горных наук. 2001. С. 153-154). Способ включает подготовку руды, в частности гранулирование, укладку подготовленной руды в штабель на гидроизолированное и экологически надежное основание, монтаж системы орошения кучи и подачу раствора цианида на воздухе механическими разбрызгивателями.

Основными недостатками применяемых на практике методов кучного способа являются низкая степень извлечения золота из руды и, как правило, чрезмерная длительность процесса.

С целью ускорения рассматриваемого процесса окомкование или грануляцию руды перед укладкой в штабель проводят с использованием цианистого раствора и дополнительных окислителей /2/, в частности, на орошение подают накислороженный раствор. В другом способе (РФ 2361076) выщелачивание с введением дополнительного окислителя в систему осуществляют в две стадии: на первом этапе раствором, содержащим водный раствор гидроксида щелочного металла или оксида кальция и пероксида водорода, на втором этапе раствором, содержащим полученный после первичной обработки минерального сырья продуктивный раствор, доукрепленный водным раствором гидроксида щелочного металла или оксида кальция и перекисью водорода, в который вводят цианид натрия до концентрации его в растворе 0,1%. Введение дополнительных окислителей в выщелачивающие растворы позволяет ускорить процесс. Вместе с тем, на практике эффект накислороживания проявляется весьма условно. В варианте кучного выщелачивания при атмосферном давлении избыточный кислород в течение короткого времени диффундирует из выщелачивающего раствора в атмосферу, не оказав ожидаемого действия. Аналогично ограничивается эффект от введения перекиси водорода, которая также разлагается в течение нескольких десятков минут, тем более в условиях разбрызгивания растворов.

В качестве прототипа выбран способ кучного выщелачивания золота, включающий дробление руды, окомкование с введением цемента и водного раствора цианида натрия, укладку штабеля на гидроизолированное основание, монтаж системы орошения, подачу накислороженного раствора орошением и получение продукционных растворов, отличающийся тем, что окомкование руды проводят с расходом цианида натрия 0,35-0,5 кг/т и концентрацией 12-15 г/л, перед орошением проводят выстаивание штабеля в течение 7-8 суток. Отличительная особенность прототипа заключается в том, что окомкование руды проводят в условиях создания максимально большой концентрации цианида натрия в растворе, пропитывающем рудный материал при оптимальной влажности. За 7-8 дней выстаивания окомкованного рудного материала (стадия созревания) происходит переход золота в его растворимый цианидный комплекс на 65-70%. Цианид натрия, введенный в руду при ее окомковании, прочно усваивается рудным материалом, в основном за счет адсорбции. В дальнейшем золото из рудного материала выщелачивают орошением водой или образующимися в процессе циркулирующими обеззолоченными растворами без добавки в них цианида натрия в течение 7-15 дней. Цикл выщелачивания при этом фактически совпадает с циклом промывки руды.

Важным отличием прототипа является использование накислороженных растворов только на стадии выщелачивания, поэтому в целом цикл переработки руды, включающий окомкование, выстаивание штабеля и обработку выщелачивающим раствором в целом остается достаточно длительным. В итоге, наиболее значимым недостатком прототипа является низкая скорость процесса.

Технической проблемой, на решение которой направлен предлагаемый способ, является повышение скорости растворения золота. Технический результат достигается изменением типа окислителя и условий его подачи.

Технический результат достигается в способе кучного выщелачивания золота, включающего окомкование руды с введением связующих и крепкого водного раствора цианида натрия, укладку штабеля на гидроизолированное основание, выстаивание штабеля, подачу выщелачивающего раствора орошением и получение продуктивных растворов. В отличие от прототипа при окомковании к руде добавляют пероксид кальция с расходом 0,1-0,3 кг/т и цианистый раствор в количестве, обеспечивающем итоговую влажность 5-30%, при этом расход цианида натрия составляет 0,1-1 кг/т, причем окомкованную руду перед укладкой в штабель подвергают обработке ультразвуком, а выстаивание штабеля перед орошением проводят в течение 2-3 суток.

Сущность изобретения поясняется фигурой (таблица), где приведены результаты опытов, проведенных в сопоставляемых условиях.

Доказательствами определяющего влияния отличительных признаков предлагаемого способа на достижение технического результата служит совокупность теоретических основ и результатов специальных исследований. Указанная в настоящем изобретении задача сводится к сокращению продолжительности цикла обработки золотосодержащей руды в кучном режиме. В целом цикл складывается из окомкования, укладки и выстаивания штабеля и, наконец, орошения выщелачивающим раствором. В предлагаемом способе аналогично прототипу, проводится окомкование руды растворами с повышенной концентрацией цианида. Данная мера предоставляет возможности для взаимодействия золота и выщелачивающего раствора уже на стадии окомкования. Но в отличие от прототипа в предлагаемом способе ускорение процесса выщелачивания достигается двумя дополнительными приемами: введением окислителя на стадии окомкования и использования окислителя, более устойчивого во времени.

Введение в систему «руда - крепкий цианистый раствор» окислителя, дополнительного к кислороду из воздуха, насыщающего смачивающий раствор до равновесных концентраций максимум 7-8 мг/л /1/, позволяет интенсифицировать взаимодействия золота с раствором уже на стадии грануляции и выстаивания. В отличии от прототипа в качестве окислителя вместо накислороженного раствора предлагается использовать пероксид кальция, причем окислитель вводят на стадии окомкования и укладки руды в штабель. Исследования показали, что пероксид кальция сохраняет окислительные свойства длительное время и тем самым способствует ускорению процесса. Кроме того, оксид кальция, образующийся в ходе протекающих реакций способствует окомкованию и позволяет снизить расход основного связующего -цемента. Оптимальная дозировка пероксида кальция - 0,1-0,3 кг/т. При большем расходе окислителя наблюдается заметное окисление цианида и эффективность процесса в целом падает.

Важную роль в достижении этой цели играет расход увлажняющего раствора при грануляции и итоговая влажность гранул. В процессе кучного выщелачивания на многих объектах по истечении определенного времени фильтрация растворов через штабель практически прекращалась. В результате скопления глин и шламистых частиц в пределах отдельных зон штабеля, так называемой кольматацией, фильтрационные каналы закупориваются, вызывая образование на поверхности штабеля искусственных прудков, которые, в свою очередь, способствовали возникновению каналов локального промыва. Негативный итог данного эффекта - полное прекращение растворения золота.

Единственной целью грануляции является окомкование глинистых, шламистых и других тонких компонентов руды, укладываемой в штабель. В описании прототипа рекомендуется расход воды при грануляции в диапазоне 2,7-3,5%. Необходимо отметить, что этот параметр специфичен для разных типов руд. В частности, при наличии крупнозернистого песка и камней, указанный расход достаточен; для грануляции глинистой руды воды требуется существенно больше. Кроме того, приведенный параметр является суммарным, включает естественную влажность руды и добавляемую при грануляции воду. В целом гранулированная руда должна отвечать требованиям сохранения гидропроницаемости при орошении штабеля, т.е. гранулы должны сохранять достаточную прочность, а кольматация исключена.

Поскольку в прототипе и в предлагаемом способе основное взаимодействие раствора и золота происходит уже при закладке руды в штабель и на стадии вызревания гранул, то целесообразно создание условий, при которых это взаимодействие будет протекать максимально интенсивно. Из теории гидрометаллургии следует, что максимальная скорость выщелачивания достигается при высокой концентрации реагента (NaCN) и избытке растворителя или при большом соотношении Ж:Т. В случае кучного выщелачивания содержании влаги в гранулах должно быть максимально большим, но не превышать того значения, при котором гранулы приобретают и сохраняют требуемую прочность. С другой стороны, концентрация NaCN при неизменном удельном расходе этого реагента будет тем больше, чем меньше влажность подготовленной руды.

Таким образом при выборе оптимальной влажности следует учитывать два противоречивых условия, при этом должны быть учтены дисперсность гранулируемой руды и ее исходная влажность. Результаты целевых исследований показывают, что для достижения поставленной цели -ускорения процесса в целом - оптимальной является итоговая влажность гранулированной, подготовленной, к укладке в штабель руды 10-30%, при этом концентрация цианистого натрия в орошающем растворе должна обеспечивать удельный расход 0,1-1 кг сухого NaCN на 1 т руды.

В руде, подготовленной при указанных условиях, уже на стадии окомкования начинается окисление и взаимодействие золота с цианидом. Поскольку влажность окомкованной руды ограничена, решающую роль на кинетику и полноту выщелачивания золота оказывает массобмен. Традиционные варианты интенсивного массобмена, например, перемешивания, исключены и наиболее эффективным приемом, как показывают результаты исследований, является ультразвуковая обработка руды на стадии окомкования. Опыты показывают, что при обеспечении совокупности рекомендуемых условий и параметров уже через 2-3 дня на стадии созревания гранул основная масса золота переходит в растворимую форму и последующее орошение обеспечивает высокую степень извлечения.

Способ осуществляют следующим образом. Дробленую золотосодержащую руду смешивают с сухим окислителем - пероксидом натрия. К полученной смеси добавляют раствор цианида натрия определенной концентрации и в количестве, обеспечивающем итоговую влажность подготовленной руды 10-30%. После этого руду отсыпают в штабель для выстаивания (созревания) на воздухе. После выстаивания окомкованной руды в течение 2-3 суток начинают ее орошение оборотными растворами. Из продуктивных растворов золото извлекают известными методами, а обеззолоченные растворы частично подкрепляют цианидом и используют на окомковании, при этом основная масса растворов используется на орошении штабеля без подкрепления цианидом.

Примером реализации предлагаемого способа служат результаты следующих опытов.

Окисленная глинистая руда одного из месторождений Урала содержала 1,8 г/т золота. Руда характеризуется наличием в значимых количествах весьма тонких, шламистых фракций. Влажность исходной руды составила 12%. Из представительной порции руды массой 300 кг вручную выбирали крупные куски руды и дробили до крупности - 25 мм. Дробленую часть объединяли основной массой руды, добавляли пероксид кальция и перемешивали в лабораторном барабанном смесителе в течение 5 минут, добавляли крепкий цианистый раствор в необходимом количестве и в том же агрегате окомковывали в течение 5 минут. Окомкованную руду выдерживали на открытом воздухе для созревания гранул в течение 2 суток. Порции выстоянной массой по 20 кг загружали в лабораторный трубчатый перколятор диаметром 20 мм и орошали оборотным цианистым раствором. По ходу орошения на выходе перколятора отбирали пробы продуктивного раствора и анализировали на содержание золота. Орошение продолжали до тех пор, пока выщелачивание не прекращалось и интегрированное извлечение золота в раствор не достигало предельного значения, Продолжительность обработки руды, включающей окомкование, вызревание, орошение являлась сравнительным показателем скорости выщелачивания.

В опытах варьировали расходом пероксида кальция, влажностью окомкованной руды (включая исходную влажность), расходом цианида и продолжительностью вызревания гранул окомкованной руды перед орошением.

Для сравнения проведен опыт по условиям прототипа: с расходом цианида натрия 0,5 кг/т и концентрацией 15 г/л, выстаивание штабеля перед орошением в течение 7 суток. Результаты опытов сведены в таблицу (Фиг. 1).

Приведенные результаты показывают, что при обработке руды с рекомендуемыми параметрами на стадиях окомкования и орошения суммарная продолжительность процесса, включающего окомкование, вызревание и орошение до максимально возможного извлечения для предлагаемого способа в 1,5-2 раза меньше, чем при использовании режимов, рекомендуемых прототипом.

Сопоставительный анализ известных технических решений, в т.ч. способа, выбранного в качестве прототипа, и предполагаемого изобретения позволяет сделать вывод, что именно совокупность заявленных признаков обеспечивает достижение усматриваемого технического результата. Реализация предложенного технического решения дает возможность сократить продолжительность обработки руды при кучном выщелачивании золота и повысить эффективность технологии в целом.

Способ кучного выщелачивания золота из руды, включающий окомкование руды с введением связующих и крепкого водного раствора цианида натрия, укладку штабеля из окомкованной руды на гидроизолированное основание, выстаивание штабеля, подачу выщелачивающего раствора орошением и получение продуктивных растворов, отличающийся тем, что при окомковании к руде добавляют пероксид кальция с расходом 0,1-0,3 кг/т и цианистый раствор в количестве, обеспечивающем итоговую влажность 10-30%, при этом расход цианида натрия составляет 0,1-1 кг/т, причем окомкованную руду перед укладкой в штабель подвергают обработке ультразвуком, а выстаивание штабеля перед орошением проводят в течение 2-3 сут.

07.08.2016

История добычи полезных ингредиентов способом растворения и осаждения известна с древнейших времен. Промышленное извлечение меди из кислых рудничных вод началось в XVI в, В XX в. металлы выщелачивали в СССР, США, Канаде, Франции, Австралии, Бразилии и т. д.
В зависимости от того как полезные компоненты извлекают из руд, физико-химические технологии подразделяют на виды: выплавка, вымывание, растворение, газификация, возгонка и выщелачивание.
При выплавке полезное ископаемое переводят в подвижное состояние и подают на переработку горячим раствором. Продукционный раствор в этом случае представляет собой механическую смесь мобильных веществ. Метод нашел применение при добыче серы, парафина, нефти и т.д.
При вымывании струя рабочего раствора разрушает полезное ископаемое на мелкие частицы, которые во взвешенном состоянии выдаются на поверхность, где отстоем или фильтрованием выделяются из раствора.
При растворении молекулы растворяемого вещества переходят в растворы, которые перерабатывают на заводах. Так добывают соль.
При газификации путем нагревания при ограниченном количестве воздуха горючее полезное ископаемое переводится в газообразное состояние и извлекается на поверхность. Разновидностью газификации является возгонка. Этим методом разрабатываются минералы, способные переходить в газообразное состояние (реальгар, киноварь).
Выщелачивание металлов в промышленных масштабах применили в период первой мировой войны (1915-1918 гг.) для добычи меди в США, Южной Америке, Японии и других странах.
Сущность выщелачивания состоит в переводе металлов из минералов в растворы, а из них - в товарные осадки посредством физико-химических реакций.
Преимущества технологий выщелачивания металлов по сравнению с традиционными технологиями видны из сопоставления их технологических схем. Выщелачивание исключает такие традиционные процессы, как выпуск, доставку и откатку горной массы в горном цикле, дробление, измельчение и флотацию ее в обогащении, обжиг и другие операции при металлургическом переделе. Поэтому оно требует меньших затрат, труда, технических материалов и энергоресурсов.
В мировой практике в большинстве случаев выщелачивание применяется для извлечения металлов из окисленных минералов на поверхности. Исследуются возможности выщелачивания и при подземной добыче металлов, например, с использованием для дробления руд массовых взрывов BB и ядерных зарядов. Это поясняется тем, что с глубиной содержание металлов в рудах снижается, количество окисленных руд уменьшается, а стоимость производства металлов возрастает.
В перспективе возникает необходимость выщелачивания из бедных сульфидных руд. Сульфидные минералы более упорны при переработке. Для них необходимы более сложные реагенты и режимы. Это обусловило развитие настоящих исследований в этом направлении.
Считается общепризнанным, что металлы из бедного минерального сырья с приемлемыми экономическими показателями могут быть получены методами физико-химической геотехнологии (К.Н. Трубецкой), кучным, шахтным или скважинным подземным выщелачиванием. Так, даже такой пассивный металл, как золото из бедных и забалансовых руд (с содержанием 1,2-0,6 г/т) или отходов горного и обогатительного производств (с содержанием 0,6-0,3 г/т), в мировой практике выщелачивается с высокой эффективностью.
При объяснении феномена перевода металлов из сульфидных минералов в растворы одни исследователи отводят ведущую роль химическим процессам, другие - электромеханическим и бактериальным процессам.
Практика кучного выщелачивания пока не многочисленна. Важным фактором, препятствующим широкому применению кучного выщелачивания полиметаллов, меди, вольфрама и молибдена, является убогость минерального сырья в большинстве отвалов и хвостохранилищ. В этом случае необходимо большее количество циклов выщелачивающих растворов, пропускаемых через горную массу, до получения в них промышленных концентраций металла.
Кучное выщелачивание золота используется в широких масштабах в практике горно-добывающих предприятий США, Канады, ЮАР, Австралии, КНР, Мексики и др. Только в США действует более 110 промышленных и опытно-промышленных установок KB с производительностью от 0,1 до 3-5 млн т горной массы в год.
Основным реагентом кучного выщелачивания золота являются цианиды, но в настоящее время проходят экспериментальную проверку менее токсичные растворители.
Технология кучного выщелачивания золота в опытно-промышленном порядке применяется на горных объектах России, Казахстана и Узбекистана.
Кучное выщелачивание металлов применяют чаще всего в комбинации с подземным выщелачиванием на золотодобывающих, медных и урановых рудниках как возможность утилизации попутных пород и хвостов сортировки.
На урановом месторождении Маныбай уже более 20 лет кислыми растворами перерабатывается отвал бедно-товарных руд объемом 1,5 млн т.
Технология кучного выщелачивания разработана в США в 50-х годах прошлого века для переработки забалансовых медных руд. Она получила распространение на уранодобывающих предприятиях СССР, США, Канады, а в последние 20 лет используется в практике добычи золота из окисленных низкосортных руд.
Кучное выщелачивание меди из руд, характеризующихся преобладанием окисленных минералов, а также халькозина широко применяется на горных предприятиях США, Перу и Родезии. На предприятиях Блюберд и Мангула эта технология применяется для выщелачивания меди с содержанием ее в рудах соответственно 0,5 и 1,13 %.
В качестве растворителя используют хвостовые растворы цементационных или экстракционных установок, в которые добавляется серная кислота концентрацией 50 г/дм3, а иногда и сульфат оксида железа. Продолжительность цикла выщелачивания 120 дней, из них 75 дней - орошение и 45 дней - дренаж продуктивных растворов. Средняя концентрация меди в этих растворах - 2,6 г/дм3. Извлечение меди из руды около 50 %.
Кучное выщелачивание урана из забалансовых руд в промышленных масштабах освоено предприятиями бывшего Минсредмаша СССР (Целинный ГХК, Киргизский ГРК, Ленинабадский ГХК, Лермонтовское РУ и др.). Содержание урана в рудах, направляемых на кучное выщелачивание, варьировало в пределах 0,03 - 0,04 %. Извлечение урана в продуктивный раствор серной кислотой и щелочами было на уровне 70-80 %.
Анализ опыта получения металлов кучным выщелачиванием позволил сделать выводы:
выщелачивание как технология, способная обеспечить эффективное извлечение металлов из бедных и окисленных медных и урановых руд, находится на стадии промышленного освоения, а из окисленных и сульфидных руд других металлов - только на стадии разработки;
опыт подземного выщелачивания металлов, за исключением урана, мал. Активны исследования по извлечению меди и совершенно не достаточно исследований по выщелачиванию золота, что повышает актуальность подобных исследований.
Исследования теоретических аспектов выщелачивания отходов и бедных руд начались более 50 лет назад.
Над теорией выщелачивания работали ряд ученых научно-исследовательских организаций России (МГГА, ВНИПИПромпроект, СКГТУ, Унипромедь, МГГУ, ЦНИГРИ и т.д.).
В теорию и практику внесли вклад ученые: Н.П. Лаверов, Б.Н. Ласкорин, К.Н. Трубецкой, В.А. Чантурия, М.И. Агошков, Г.А. Аксельрод, В.Ж. Аренс, В.К. Бубнов, В.И. Голик, Т.М. Жаутиков, В.И. Зеленов, Н.Б. Коростышевский, Е.А. Котенко, В.Г. Левин, А.М, Марголин, Н.Н. Масленицкий, В.Н. Мосинец, И.Н, Плаксин, В.В. Рачинский, М.Н. Тедеев, В.А. Лодейщиков, В.В. Хабиров, Е.И. Шемякин, P.M. Гаррелс, Р. Гриссбах, Ч.Л. Крайст, Г. Шенк, Дж. Фритс и др.
Теоретические основы гидрометаллургии разработаны трудами И.Н. Плаксина, С.Б. Леонова, В.А. Чантурия и др. Одной из составляющих частей технологии с выщелачиванием являются физико-химические процессы извлечения металлов из упорных сульфидов. Они получили развитие как альтернатива существующим методам получения металлов, использование которых для окружающей среды опасно и дорого.
Наибольшие успехи достигнуты при выщелачивании меди, урана, золота и цинка, чему посвятили свои труды А.П. Зефиров, A.И. Калабин, В.П. Новик-Качан, Б.В. Невский, В.Г. Бахуров, И.К. Луценко, С.Г. Вечеркин, Л.И. Лунев, И.Е. Рудаков, Р.П. Петров, Н.Н. Хабиров, В.К. Бубнов, М.Н. Тедеев, В.И. Голик и др.
Процессы кучного выщелачивания металлов протекают в две стадии. На первой стадии происходит диффузионное растворение металла, на второй стадии осуществляется его перенос путем фильтрации раствора сквозь руду в штабеле. При обосновании геотехнологических параметров KB металлов исследуется диффузия твердых веществ, в частности металлов, и фильтрация жидкости в пористой среде руды.
В области диффузионного растворения металлов наиболее известны работы П. Шьюмана и В.Ж. Аренса. Эти фундаментальные труды принимаются за основу при разработке теоретических расчетных методов. Теории фильтрации жидкостей в пористых средах посвящены работы Мориса Маскета, Е.И. Рогова, B.Г. Язикова и других ученых.
Переработка низкосортных золотосодержащих руд с содержанием золота от 0,5 до 2,5-3,0 г/т кучным выщелачиванием осуществляется на ряде горно-добывающих предприятий США, Канады, ЮАР, Австралии, КНР, Мексики и др. Только в США действует более 110 промышленных и опытно-промышленных установок KB с производительностью от 0,1 до 3-5 млн т горной массы в год.
Технология кучного выщелачивания золота широко применяется в России, Казахстане, Киргизии и Узбекистане.
В России кучное выщелачивание золота применяют на предприятиях Восточного Забайкалья (Дарасун, Балей, Апрелковско-Пешковская рудоносная зона и др.). Материалом для KB служат бедные товарные, забалансовые руды и минерализованная масса вскрышных пород с содержанием золота от 0,5-0,7 до 3-5 г/т.
В Киргизии концерн «Южполиметалл» выщелачивает золото из некондиционных руд высокогорных месторождений.
В Узбекистане кучное выщелачивание в промышленном масштабе осуществляется из отвальных пород карьера Мурунтау. Годовая производительность предприятия KB по перерабатываемой массе превышает 12 млн т. Содержание золота в перерабатываемом сырье 0,5-0,8 г/т. KB развивается на Даугыстаусском месторождении.
В Казахстане наибольший успех по освоению технологии кучного выщелачивания золота достигнут АО «Васильковский ГОК» и компанией «АВС-Балхаш».
В АО «Васильковский ГОК» для кучного выщелачивания используют окисленную руду Васильковского месторождения. Минеральный состав руды, массовых %: SiO2 - 64,2; Al2O3 - 8,1; Fe2O3 - 37; CaO - 1,68; MgO - 1,61; As - 0,22; Na2O - 1,33; K2O - 5,80; Pb - 0,048; Zn - 0,034; Ni - 0,035; Cu - 0,045; Co - 0,023; Bi - 0,014; Sобщ - 0,35; Au- 1,58 г/т.
Крупность руды 250 - 300 мм. Суммарный объем штабелей KB - 1,5 млн т руды. Выщелачивание производится щелочноцианистым раствором с концентрацией цианида натрия 0,04-0,08 % и плотностью орошения 15-25 дм3/т в сутки. Извлечение золота находится в пределах 50-55 %,
В горно-рудной компании «АВС-Балхаш» для кучного выщелачивания золота используют окисленные и полуокисленные руды месторождений Пустынное и Карьерное. Содержание золота в окисленных и полуокисленных рудах, направляемых на кучное выщелачивание, - от 3 до 1,35 г/т.
Руда поступает на два дробильных комплекса общей мощностью переработки до 1460 тыс. т/год. Она проходит три стадии дробления до крупности -20 мм, транспортируется на подготовленное основание, где укладывается в штабель высотой 7 м при проектной высоте штабеля 49 м. После отсыпки заданного объема поверхность штабеля взрыхляется и на взрыхленную поверхность укладывается система орошения.
Для приготовления растворов используют воду оз. Балхаш, которая подается по водоводу длиной 18 км. Штабель орошается раствором цианида натрия при концентрации 0,7 г/дм3. При просачивании раствора через штабель золото растворяется:

4Au + 8NaCN + O2 + H2O → 4NaAu(CN)2 + 4NaOH