способ подземного выщелачивания благородных металлов из руд

Формула изобретения

1. Способ подземного выщелачивания благородных металлов из руд, преимущественно золотосульфидных и карбонатных месторождений, включающий подачу водного раствора хлора в рудовмещающий пласт через систему закачных скважин и извлечение полученного продуктивного раствора через систему откачных скважин с переработкой его известными способами с выделением концентрата благородных металлов, отличающийся тем, что перед подачей водного раствора хлора в пласт подают газожидкостную смесь кислородсодержащего газа и сернистого ангидрида, а полученный оборотный раствор подвергают окислению и очистке от солей.

2. Способ по п. 1, отличающийся тем, что переработку продуктивного раствора с выделением концентрата благородных металлов проводят путем цементации, сорбции или электролиза.

3. Способ по п.1, отличающийся тем, что в качестве кислородсодержащего газа используют технический кислород, воздух или обогащенный кислородом воздух.

4. Способ по п.1, отличающийся тем, что сернистый ангидрид получают сжиганием серусодержащего сырья.

5. Способ по п.1, отличающийся тем, что соотношение SO₂:O₂ изменяют в пределах 0,01 100 100 1.

6. Способ по п. 1, отличающийся тем, что окисление оборотного раствора проводят кислородом воздуха.

7. Способ по п. 1, отличающийся тем, что очистку от солей осуществляют щелочным осаждением или сорбцией на катионите.

Описание изобретения к патенту

Изобретение относится к добыче благородных металлов из руд на месте их залегания. Оно может быть использовано горно-добывающими предприятиями при отработке золото-сульфидных и карбонатных руд месторождений, в том числе россыпных, которые приурочены к рыхлым водонепроницаемым отложениям, залегающим на водоупорном основании.

В регионах Урала, Западной и Восточной Сибири имеется большое число золото-сульфидных и карбонатных месторождений, характеризующихся наличием тонкодисперсного или субмикроскопического золота, затрудняющего или снижающего его общее извлечение. Невозможность отделения тонкодисперсного золота от вмещающих пород часто делает нерентабельной его добычу традиционными способами.

В ряде стран (США, Австралия, Россия) проводились опытно-промышленные испытания цианидного способа подземного выщелачивания (Gold-Forum Technol. and Pract. Wold-Gold 89, Nov. NN 5 8, Colorado, USA).

В нашей стране на одном из россыпных месторождений, находящихся в условиях многолетней мерзлоты, осуществлен полупромышленный опыт подземного выщелачивания золота цианидом натрия из руды, содержащей до 6% железистых минералов (Минеев Г.Г. Биометаллургия золота, М. Металлургия, 1989 г).

При отработке опытной ячейки было достигнуто общее извлечение 73% извлечение на смолу составило 28% при содержании золота в растворе 0,01 0,07 мг/л. Внедрению цианидного способа препятствует, как известно, токсичность реагента и нерешенность экологических проблем.

Известен способ выщелачивания золота из руд аллювиальных отложений в ямах с использованием водного раствора хлора (Proc. Int. Conf. Extract Med. Gold and Base Metals. Kalgoorie, Oct. 26 28, 1992 Melbourne p. 315 322). Способ позволяет осуществить эффективное извлечение полезного компонента при последующей полной дезактивации руды.

Известен способ окисления сульфидных отложений, содержащих медь, путем введения в пласт кислородсодержащего газа в сочетании с катализатором окисления сернистым ангидридом [1]

В качестве ближайшего аналога может быть использован известный способ подземного выщелачивания благородных металлов, преимущественно серебра, включающий подачу водного раствора хлора в рудовмещающий пласт через систему закачных скважин и извлечение продуктивного раствора через систему откачных скважин с переработкой его известными способами с выделением концентрата благородного металла [2]

Недостатком способа является его ограниченность в применение к сульфидным и карбонатным рудам, так как повышенный расход хлора при его существующей стоимости делает способ нерентабельным и кроме того приводит к увеличению солевого состава пластового раствора.

Технической задачей предлагаемого способа является сокращение расхода хлора на взаимодействие с минералами вмещающих пород, повышение эффективности растворения золота и рентабельности его добычи.

Это решается тем, что в предлагаемом способе перед подачей водного раствора хлора в пласт подают газожидкостную смесь кислородсодержащего газа и сернистого ангидрида, а полученный оборотный раствор подвергают окислению и очистке от солей.

Таким образом процесс полной отработки руды осуществляют в две стадии: на первой подготавливают руду к выщелачиванию благородного металла и производят очистку оборотного раствора от солей, а на второй осуществляют выщелачивание золота водным раствором хлора и перерабатывают продуктивный раствор. По окончании отработки пласта избыток активного хлора дезактивируют также сернистым ангидридом и нейтрализуют раствор щелочью.

Соотношение между концентрациями кислорода и сернистого ангидрида, вводимыми в пласт на первой стадии, зависит от природы минерала подлежащего растворению. При окислении сульфидов или других соединений закисного железа сернистый ангидрид вводится в небольшом количестве и служит катализатором окисления. При растворении карбонатов растворителем служат сернистая и серная кислоты и кислород вводится в соотношении достаточном для окисления сернистой кислоты и ее солей, образующих в пласте.

Сущность способа состоит в повышении окисляющей способности кислорода за счет введения катализатора, который функционально может использоваться для двух целей в зависимости от вещественного состава пород.

Окисление сульфидов, в частности пирита, кислородом в водной среде протекает по реакции:

FeS₂+31/2O₂+H₂O = Fe²⁺+2SO²₄^-+2H⁺,

Закисное железо окисляется кислородом, а образующееся оксидное железо также вступает в реакцию с пиритом:

FeS₂+14Fe³⁺+8H₂O = 15Fe²⁺+2SO²₄^-+16H⁺,

а закисное железо окисляется кислородом.

При низких значениях pH и окислительно-восстановительного потенциала пирит может окисляться с промежуточным образованием серы по реакции:

FeS₂ + 1/2O₂ + 2H⁺ Fe²⁺ + H₂O + S⁰,

которая затем окисляется кислородом в серную кислоту:

S⁰ + 3/2O₂ + H₂O H₂SO₄.

Хотя реакция окисления пирита термодинамически выгодна и протекает с выделением тепла (138,8 кал/моль O₂), в природных условиях она идет медленно.

Каталитическое действие сернистого ангидрида определяется образованием неустойчивого комплекса с сульфит-ионом [O₂ SO₃]^2-. Этот комплекс способен как к самоокислению, так и к переносу кислорода, который действует аналогично атомарному:



Образующееся закисное железо и сера затем окисляются по такому же механизму, в результате чего конечными продуктами окисления являются оксидное железо и сульфат.

Новизна способа состоит в последовательном растворении сначала минералов вмещающих пород, с использованием недефицитных и экологически приемлемых реагентов, а затем полезного компонента. Эффективность растворения золота существенно возрастает за счет повышения окислительно-восстановительного потенциала при выщелачивании ранее окисленных пород.

Полезность изобретения состоит в возможности добычи золота из ранее теряемых месторождений, отработка которых считалась нерентабельной. Этим способом могут отрабатываться карбонатные руды зоны окисления, аллювиальные отложения и россыпные месторождения, содержащие тонкодисперсное золото и железистые минералы сульфиды и оксиды.

Кроме того, использование сернистого газа, получаемого сжиганием серусодержащего сырья, вследствие его высокой температуры, позволяет повысить эффективность окисления и растворения минералов вмещающих пород, которые характеризуются низкой температурой пласта или залегают в многолетнемерзлых породах.

Окисление и растворение соединений железа и карбонатов щелочноземельных металлов приводит к переходу ионов железа, кальция и магния в оборотный раствор. Очистка его осуществляется известными способами щелочного осаждения, либо посредством сорбции на катионите и окисления. Растворение сульфидов и карбонатных пород, сопровождающееся очисткой оборотного раствора от солей, кроме того, преследует цель повышения проницаемости пласта. Одновременно создаются условия большей доступности дисперсных частиц полезного компонента при последующем его выщелачивании. При высоком содержании карбонатов в руде степень их растворения должна обосновываться экономическими соображениями. Режим растворения карбонатов и изменение соотношения кислорода и сернистого ангидрида во времен должны безуспешно обеспечивать полное окисление сернистых солей и их отмывку перед введением хлорсодержащего раствора.

По окончании отработки рудовмещающего пласта производится дезактивация пластового раствора от избытка активного хлора путем дозирования сернистого ангидрида соответственно остаточному окислительно-восстановительному потенциалу. Нейтрализацию оборотного раствора щелочью осуществляют одновременно с дезактивацией, в результате чего в пластовой воде устанавливается pH и ЭДС исходной воды. Этим достигается полная экологическая чистота способа, т. к. остающийся в пласте сульфатно-хлоридный раствор будет иметь солесодержание не превышающее 1 1,5 г/л. По двухлетней практике отработки Гагарского месторождения хлорным способом содержание хлорид-иона в пластовой воде отработанного участка не превышает 0,7 г/л.

Подземное выщелачивание золото-сульфидных руд предлагаемым двухстадийным способом имеет ограничения, связанные с первоначальной проницаемостью рудовмещающего пласта. При высокой фильтрационной проницаемости, которая позволяет осуществить нагнетание газожидкостной смеси в широком диапазоне соотношения газа и раствора без кольматации пласта, могут отрабатываться руды содержащие 1% сульфидов и выше. Для полного окисления сульфидов в пласт должно быть подано 30 м³ воздуха на 1 т руды в расчете на каждый процент содержащихся в ней сульфидов.

При низкой проницаемости, характеризующейся коэффициентом фильтрации менее 10 м/сутки, в пласт должна подаваться газожидкостная смесь с условием полного растворения воздуха на забое скважины. В этом случае способ применим лишь для руд, содержащих доли процента сульфидов.

Наиболее пригодными для отработки являются глубокозалегающие залежи, отличающиеся высоким гидростатическим напором вод. Ограничения, связанные с воднофизическими свойствами пласта, вызваны необходимостью полного окисления сульфидов и других восстановителей обеспечивающие последующее эффективное использование водного раствора хлора с минимальным расходом реагента.

При отработке золото-карбонатных руд растворение карбонатов осуществляется раствором сернистой кислоты, содержащей минимальное количество воздуха. В этом случае степень растворения карбонатов лимитируется экономическими соображениями и полнота их растворения не обязательна, так как не связана с расходом окислителя.

Пример осуществления способа.

Приготовление газожидкостной смеси для предварительной проработки пласта осуществляется следующим образом.

Элементарная кусковая сера подается в бункер печи для сжигания и в расплавленном виде поступает в печь. Конструкция печи обеспечивает автоматическую дозировку расплава и поддув сжатого воздуха соответственно заданной производительности по сернистому газу. Горячий газ направляется в скруббер, где охлаждается и растворяется в оборотном растворе, который откачивается из рудовмещающего пласта. Полученный раствор сернистой кислоты концентрации до 10% подается к закачным скважинам. Смешивание его с воздухом осуществляется в оголовке каждой скважины или ее стволе. Конструкции скважинных эжекторов известны и разнообразны, так как широко используются при подземном выщелачивании урана. Содержание воздуха в газожидкостной смеси регулируется в зависимости от величины гидростатического напора на пласт и его фильтрационной проницаемости.

Полученный в результате окисления сульфидов продуктивный раствор откачивается на поверхность, обрабатывается известковым молоком с барботированием воздуха и поступает в отстойник. Осветленный маточный раствор направляется в оборот.

По завершении окисления сульфидов пласт промывается оборотной водой без насыщения ее сернистым газом. Последующая стадия выщелачивания золота водным раствором хлора осуществляется известным способом. Сжиженный хлор или сырой хлор-газ из электролизеров подается в хлоратор, где приготавливается раствор заданной концентрации (1 7 г/л). Полученный раствор, имеющий ЭДС>1200 мВ. поступает в общий коллектор, откуда распределяется по закачным скважинам. Откачиваемый продуктивный раствор направляется на переработку известными способами цементации, сорбции или электролиза. Раствор, характеризующийся высоким остаточным окислительно-восстановительным потенциалом предварительно частично восстанавливается сернистым ангидридом либо аммиаком.