CC BY
2
УДК 621.833
МЕТОДИЧЕСКИЕ ОСНОВЫ ЭЛЕКТРОХИМИЧЕСКОГО ВЫЩЕЛАЧИВАНИЯ ЗОЛОТА
В.И. Голик
Приведены результаты исследования новых технологий извлечения золота из упорного сырья в фильтрационных колоннах с моделированием процессов выщелачивания. Охарактеризованы перспективы электрохимических методов извлечения металлов из растворов с сочетанием электрохимического умягчения растворов с электродиализным обессоливанием и концентрированием. Даны рекомендации по оптимизации параметров технологических процессов. Результаты исследований могут быть востребованы при проектировании новых и модернизации действующих горных предприятий, в учебных заведениях и при повышении квалификации специалистов данного направления горного производства.
Ключевые слова: извлечение металлов, золото, выщелачивание, электрохимическое умягчение, обессоливание, сульфиды, горное производство.
Введение
Достижения геотехнологии, гидрометаллургии, электрохимии и др. наук заложили основы новых прорывных технологий производства золота из упорного сырья.
Технологические исследования закономерностей выщелачивания золота включают в себя моделирование с получением кинетических характеристик [1,2].
Проблемы оценки и освоения техногенных образований золотосодержащих актуализировались в связи с истощением запасов месторождений с комфортными для эксплуатации условиями [3,4].
Можно считать общепринятыми ряд закономерностей протекания физико-химических процессов, в том числе: снижение скорости взаимодействия растворителя с минералами по уравнению параболы; возникновение новообразований на поверхности х минеральных зерен; увеличение мелких фракций в составе минералов; изменение реакционной площади поверхности минералов с изменением крупности минеральных частиц; образование гидроксидов металлов с изменением водородного показателя среды [5 - 7].
Исследованиями выявлены закономерности процесса выщелачивания: первый период протекает с максимальной скоростью в пределах зоны интенсивного выщелачивания, второй период характеризуется постоянной скоростью перевода металлов в раствор, а третий период отличается снижением скорости и интенсивности извлечения. Более 2/3 металлов извлекается в течение первых двух периодов.
Наиболее распространен химический способ извлечения металлов из растворов, применение которого ограничено в связи с недостаточной
изученностью побочных эффектов. Большинство методов отделения взвесей, нейтрализации кислых вод реагентами, бактериологического обеззараживания и дистилляции не отвечают экологическим требованиям [5 - 7].
Приоритетным методом считается использовании мембранных процессов в сочетании с процессами сорбции, экстракции и электролиза [8-10]. При использовании метода электродиализа наряду с опреснением вод концентрируются соли и микроэлементы. Мембранный электролиз используют для умягчения растворов и увеличения концентрации микроэлементов в объеме труднорастворимых солей и гидроксидов. Очистку растворов от солей жесткости и металлов осуществляют в обратноосмотических установках. Перспективными методами извлечения металлов из растворов считаются электрохимические: электродиализ и активация в электролизерах. Недостатки их минимизируются сочетанием электрохимического умягчения растворов с электродиализным обессоли-ванием и одновременным концентрированием.
Комбинированное извлечение металлов из растворов включает в себя процессы: отделение взвесей созданием гидро- среды с рН 9-10 и частичным осаждением солей жесткости и тяжелых металлов; электрохимической нейтрализации щелочного слива; кучное выщелачивание металло-содержащего сырья кислыми растворами; обессоливание соединенных растворов в электродиализаторах до норм ПДК; переработка рассолов в сорбционно-десорбционных установках [11,12].
Эколого-экономическая целесообразность утилизации горнопромышленных отходов с целью их переработки доказана исследованиями специалистов горнодобывающих стран [13 - 15].
Эффективность сочетания элементы традиционных технологий и новых технологий с выщелачиванием зависит от взаимодействия технологических, экономических и экологических факторов [16 - 18].
Исследования аспектов рассматриваемой проблемы используют возможности смежный отраслей науки [19 - 21].
Методика
Сущность оценки эффективности технологии сводится к определению затрат электроэнергии и реагентов для извлечения золота из металло-содержащего сырья.
Подбор параметров, обеспечивающих минимум затрат и максимум извлечения, осуществляется экспериментально. Сила и плотность тока определяются экспериментально для каждого из перерабатываемого типа сульфидных золотосодержащих руд.
Напряжение электролиза определяется по разности электродных потенциалов при приложенной плотности тока и падения напряжения в растворе электролита.
Для промышленного применения выбираются оксидные рутениево-титановые аноды, состоящие из титановой токопроводящий основы и активного электролитического покрытия из твердого раствора оксидов титана и рутения.
Одной из целей эксперимента является проверка утверждения, что лучшие условия для снижения затрат энергии на электрохимическое выщелачивание золота создаются при высоком выходе по току, температуре 60...800 °С и повышенной электропроводности пульпы с высокой анодной поляризацией. Значения констант, входящих в уравнение Тафе-ля, определяются из экспериментально полученной зависимости поляризации от логарифма плотности тока. Эксперименты проведены на сырье месторождений Аксу, Бестобе и Жолымбет АО «Казахалтын».
Цель экспериментов - определение параметров бесцианидная технологии выщелачивания золота из содержащего сульфиды сырья.
Реактор для исследований имел объем 0,17 м3, достаточный для единовременной переработки сырья массой до 70 кг.
Результаты
Сущность электрохимического выщелачивания иллюстрируется
рис.1.
ЫаСЮ
ЫаС1+Н20
Рис. 1. Хлорид-гипохлоритное выщелачивание металлов
Реактор из диэлектрического материала (труба ПВП ГОСТ 18599, наружный диаметр 630 мм, толщина стенки 15 мм) имел объем 0,17 м3 при высоте 600 мм, внутреннем диаметре 600 мм (рис. 2).
Рис. 2. Лабораторный реактор: 1 - корпус; 2 - крышка; 3 - днище;
4 - катод (решетка); 5 - анод (графитированный материал);
6 - эпоксидная смола; 7 - вал импеллера; 8 - крепление центра-тора;
9 - загрузочное устройство; 10 - сливной патрубок;
11 - центрирующая труба; 12 - импеллер; 13 - корпус подшипников;
14 - электродвигатель; 15 - каретка; 16 - токоподводя-щий кабель;
17 - токоотвод к аноду
Загрузка реактора пульпой осуществлялась через загрузочное отверстие (9), а слив отработанной массы - через сливное отверстие (10). В реакторе была предусмотрена возможность перемещения катода. Для контроля процесса стенд был оснащен блоком автоматического титрования БАТ-15, иономером И-130, рН-метром, вальтметром, термометром. ЕЙ среды контролировали с помощью платинового индикаторного электрода и насыщенного каломлевого электрода сравнения. Реактор загружали сульфидным, распульпованным в хлоридном водном растворе, золотосодержащим сырьем и обрабатывали постоянным электрическим током. В качестве электролита использовали 20...30 %-ный раствор хлорида натрия (9КаС1). Обработку вели при анодной плотности постоянного тока 600.1200 А/9 м2.
Для исследования электрохимической технологии использовалась сульфидная руда месторождений: Кварцитовые Горки, Бестобе и Жолымбет. Содержание сульфидов в рудах месторождений более высокое, чем в хвостах их обогащения, и сульфидные материалы не затронуты фло-тореагентами, т.е. сохраняются более сложные условия извлечения золота.
Методика проведения экспериментов включала измельчение руды до - 0,074 мм и распульповки в растворе хлорида натрия с соотношением Ж:Т=5:1 и 3:1. Эксперименты проводились с загрузкой 50 кг руды и воздействием постоянным током напряжением 5.6 В, плотностью 600 .1200 А/м2 площади анода в течение 6 часов.
На сырье каждого месторождения проведено по три серии экспериментов с изменением Ж:Т 5:1.3:1, плотности тока 600.1200 А /м2 и концентрации КаС1 20.30 %.
Эксперименты с рудой месторождения Кварцитовые Горки. В руде месторождения Кварцитовые Горки содержится 10.15 % сульфидов, из которых 9.14 % приходится на пирит, а 1.3 % - на арсенопирит. Содержание золота 5,8 г/т, свободного золота до 60 %, в сростках до 25 %, ассоциированного с сульфидами до 15 %.
Технологические эксперименты осуществлены с исходными параметрами Ж:Т=5:1; 1-600 А/м2, КаС1 - 30 %, 1-800 А/м2, КаС1 - 25 %, 1-1000 А/м2, КаС1 - 20 %, а так же с параметрами Ж:Т=3:1; 1-600 А/м2, КаС1 -30 %, 1-800 А/м2, КаС1 - 25 %, 1-10001050 А/м2, КаС1 - 28 %.
Замеры рН, БИ, Т0С, Кизв проводились каждый час в течение 6 часов (табл. 1- 6).
Таблица 1
Показатели процесса при Ж:Т=5:1, ШС1 - 30 %, 1=600 А/м2, У=5в,
п=5,8 г/т
Показатели Время электровоздействия, час
1 2 3 4 5 6
рН, ед. 4,1 4,0 3,4 3,3 3,3 3,3
БЬ, мв 512 695 787 900 907 910
Температура, град. 52 55 59 63 65 68
Извлечение, ед. - - 0,635 0,726 0,731 0,733
Расход электроэнергии, кВт: - на 1 т руды, - на 1 г золота - - 124 33,7 160,5 38,1 291 68,6 330 77,6
Таблица 2
Показатели процесса при Ж:Т=5:1, ШС1 - 25 %, 1=800 А/м2, У=5в, _Аи=5,8 г/т_
Показатели Время электровоздействия, час
1 2 3 4 5 6
рН, ед. 3,8 3,5 3,4 3,3 3,3 3,2
БЬ, мв 531 789 819 918 924 930
Температура, град. 54 57 62 65 67 69
Извлечение, ед. - 0,654 0,692 0,775 0,780 0,785
Расход электроэнергии, кВт:
- на 1 т руды, - 86,1 136 176,5 320 363
- на 1 г золота - 22,7 33,9 39,3 70,8 79,8
Таблица 3
Показатели процесса при Ж:Т=5:1, ШС1 - 20 %, J=1000 А/м2, V=5в, _Аи=5,8 г/т_
Показатели Время электровоздействия, час
1 2 3 4 5 6
рН, ед. 3,6 3,3 3,3 3,2 3,2 3,1
Eh, мв 650 809 841 923 930 936
Температура, град. 55 58 63 65 70 72
Извлечение, ед. - 0,683 0,710 0,779 0,785 0,790
Расход электроэнергии, кВт: - на 1 т руды, 89,6 163 211 374 425
- на 1 г золота - 22,6 39,6 48,4 82,2 92,8
При параметрах выщелачивания: Ж:Т=3:1, № О - 28 %, J=1050 А/м2, V=4,7 в, Т=62 0С, рН=2,3, Eh=995 мв, t=3,5 час, извлечение золота в раствор составило 85 %, а расход электроэнергии 115 кВт/т сырья.
Дальнейшее повышение плотности тока, напряжения и времени электровоздействия на извлечение золота влияет несущественно (табл. 4).
Таблица 4
Показатели процесса при Ж:Т=3:1, ШС- 30%, J=600 А/м2, V=5в, _Аи=5,8 г/т_
Показатели Время электровоздействия, час
1 2 3 4 5 6
рН, ед. 4,1 4,0 3,4 3,3 3,3 3,3
Е^ мв 516 691 779 869 874 876
Температура, град. 52 53 56 59 62 67
Извлечение, ед. - - 0,611 0,693 0,703 0,705
Расход электроэнергии, кВт: - на 1 т руды, - на 1 г золота - - 92,7 26,4 107,5 26,4 194 47,5 220 53,9
Таблица 5
Показатели процесса при Ж:Т=3:1, ШС1 - 25%, J=800 А/м2, V=5в, _Аи=5,8 г/т_
Показатели Время элект ровоздействия, час
1 2 3 4 5 6
рН, ед. 3,8 3,5 3,4 3,3 3,3 3,2
Е^ мв 527 787 802 915 920 923
Температура, град. 53 55 58 68 62 68
Извлечение, ед. - 0,607 0,675 0,773 0,777 0,779
Расход электроэнергии, кВт: - на 1 т руды, - на 1 г золота - 88,3 22,6 102,8 26,2 118 26,5 213 47,3 242 53,5
Таблица 6
Показатели процесса при Ж:Т=3:1, ШС1 - 28 %, 1=1000+1050 А/м2, _У=5в, Au=5,8 г/т_
Показатели Время электровоздействия, час
1 2 3 4 5 6
рН, ед. 3,6 3,3 3,4 2,3 2,3 2,3
БЬ, мв 690 970 992 1044 1046 1050
Температура, град. 57 60 62 70 72 74
Коэффициент извлечения, ед. - 0,750 0,841 0,851 0,852 0,855
расход электроэнергии, кВт: - на 1 т. руды, - на 1 гр. золота - 81,5 18,7 108,2 22,2 122,1 24,8 218,0 44,1 251 50,6
Эксперименты с рудой месторождения Бестобе. Валовое содержание сульфидов 24 %, из которых 13.15 % приходится на пирит, а 8.10 % - на арсенопирит. Содержание золота 7 г/т, в которых свободного золота до 27 %, в сростках до 35 %, ассоциированного с сульфидами до 38 %.
Экспериментальное выщелачивание проведено в три серии с параметра-ми: Ж:Т=3:1, №01 - 30 %, 1=800 А/м2, и=5 В; Ж:Т=3:1, КаС1 - 30 %, 1=1000 А/м2, и=5В; Ж:Т=3:1, КаС1 -30 %, 1=1200 А/м2, и=5В. Замеры рН, ЕИ, Т0С, Кизв. проводились с интервалом в 1 час в течение 6 часов (табл. 7- 9).
Таблица 7
Показатели процесса при Ж:Т=3:1, ШС1 - 30 %, 3=800 А/м2, У=5В,
Au=7 г/т
Показатели Время электровоздействия, час
1 2 3 4 5 6
рН, ед. 3,5 3,2 2,9 2,1 2,3 2,7
БЬ, мв 520 780 815 850 950 980
Температура, град. 54 57 59 60 62 65
Извлечение, ед. - 0,360 0,415 0,523 0,611 0,712
Расход электроэнергии, кВт - на 1 т руды, 71,5 186,5 249 310,8 373,2
- на 1 г золота - 49,3 65,0 68,4 72,8 75,1
Наиболее эффективные результаты получены при параметрах Ж:Т=3:1, КаС1 - 30 %, 1=1000 А/м2 , и=5 В, Т=67 0С, рН=2,2, ЕИ=1015 мВ, 1=3 часа, извлечение золота в раствор 82 %. Удельный расход электроэнергии составил 120 кВт/т или 21 кВт/гр золота (табл.9).
Таблица 8
Показатели процесса при Ж:Т=3:1, ШС1 - 30 %, J=1000 А/м2, V=5В,
Аи= 7г/т
Показатели Время электровоздействия, час
1 2 3 4 5 6
рН, ед. 3,0 2,5 2,2 2,5 2,7 3,0
Е^ мв 680 990 1015 1016 1018 1019
Температура, град. 59 61 67 70 72 74
Коэффициент извлечения - 0,720 0,820 0,825 0,827 0,83
Расход электроэнергии, кВт - на 1 т руды, 90,2 120 135 222,6 266,7
- на 1 г золота - 17,6 21,0 21,1 35,3 41,8
Таблица 9
Показатели процесса при Ж:Т=3:1, ШС1 - 30 %, J=1200 А/м2, V=5В,
Аи=7 г/т
Показатели Время электровоздействия, час
1 2 3 4 5 6
рН, ед. 3,2 3,0 2,7 2,4 2,5 2,9
Е^ мв 650 978 1017 1017 1018 1013
Температура, град. 58 63 69 72 74 77
Извлечение, ед. - 0,730 0,822 0,822 0,824 0,831
Расход электроэнергии, кВт - на 1 т руды, 186,5 280 373 466,8 560,7
- на 1 г золота - 32,5 43,5 58,6 74,1 90,2
Дальнейшее повышение параметров выщелачивания к существенному увеличению извлечения золота ведет лишь к дополнительному расходу электроэнергии.
Эксперименты с рудой месторождения Жолымбет Валовое содержание сульфидов до 5 %, в них 3,5.4,5 % пирита, 1.1,5 % арсенопирита. Содержание золота 19 г/т. Исследования проведены с параметрами: Ж:Т - 3:1, ШС1 - 20,25 и 30 %, 1=600, 800, 1000 А/м2, V=4,5 в (табл. 10 - 12).
Таблица 10
Показатели процесса при Ж:Т=3:1, ШС1 - 30 %, J=600 А/м2, V=4,5в,
Аи=19,0 г/т
Показатели Время электровоздействия, час
1 2 3 4 5 6
рН, ед. 3,6 3,4 3,3 3,2 3,2 3,1
Е^ мв 618 798 843 905 914 916
Температура, град. 53 55 58 60 68 70
Извлечение, ед. - 0,621 0,673 0,722 0,729 0,731
Расход электроэнергии, кВт
- на 1 т руды, - 82,3 90,2 101,1 176,4 200,1
- на 1 г золота - 7,0 7,0 7,4 12,7 15
Таблица 11
Показатели процесса при Ж: Т=3:1, ШС/ - 25 %, 1=800 А/м2, У=4,5в, _Аи=19,0 г/т_
Показатели Время электровоздействия, час
1 2 3 4 5 6
рН, ед. 3,4 3,1 3,0 3,0 3,0 2,9
БЬ, мв 785 970 1064 1065 1068 1070
Температура, град. 58 60 66 70 72 74
Извлечение, ед. 0,646 0,761 0,923 0,925 0,927 0,929
расход электроэнергии, кВт - на 1 т руды, 79,2 87,5 101,1 117,6 209,8 236,3
- на 1 г золота 6,4 6,1 5,8 6,7 12,0 13,4
Таблица 12
Показатели процесса при Ж: Т=3:1, МаС/ - 20 %, 1=1000 А/м2, У=4,5в
Показатели Время электровоздействия, час
1 2 3 4 5 6
рН, ед. 3,5 3,3 2,4 2,4 2,4 2,3
БЬ, мв 710 968 1059 1060 1066 1078
Температура, град. 56 59 61 69 70 72
Извлечение, ед. - 0,721 0,832 0,924 0,924 0,930
Расход электроэнергии, кВт - на 1 т руды, 74,7 136 176 312 354
- на 1 г золота - 5,5 8,6 10,0 17,8 20,0
При параметрах: Ж:Т=3:1, КаС1 - 25 %, 1=800 А/м2, У=4,5в, Т=600 °С, рН=3,1, ЕИ=980 мв, 1=2,5 часа, в раствор извлечено 92 % золота при удельном расходе электроэнергии 95 кВт/руды .
Пробы руды измельчались до крупности - 0,074 мм. Измельченная руда распульповывалась в водном электролите, содержащем 20.30 % КаС1 до соотношения Ж:Т= 5:1 и 3:1 и обрабатывалась в реакторе, оснащенном анодом и катодом, постоянным электрическим током при анодных плотностях тока 600.1200 А/м2, в интервале рН 1 - 6, при постоянном перемешивании в течение 6 часов.
Экспериментальные исследования показали, что наиболее значимыми в ней являются затраты электроэнергии и соли натрия, т.к. в себестоимости извлечения золота они занимают существенное место.
Результаты исследований электрической технологии извлечения золота позволяют сделать следущие выводы.
1. Эффективность извлечения золота из сульфидсодержащего сырья зависит от ассоциации золота с пиритом и арсенопиритом, размеров зерен, параметров электровоздействия, электропроводности раствора, рН, ЕЙ и температуры.
2. Показателями электрохимической технологии являются: напряжение электролиза, выход по току для перенапряжения кислорода и разложения сульфидов, и выход по энергии.
3. Интенсивность разложения сульфидов зависит от анодной плотности тока. Оптимальная плотность тока для выщелачивания лежит в пределах 800.1000 А/м2 площади анода.
4. Оптимальное значение температуры процесса лежит в пределах 60.80 0С.
5. При одинаковом значении потенциала электрода скорость реакции зависит от концентрации КаС1 раствора, температуры и материала анода.
Себестоимость добычи золота сравнима с себестоимостью его выщелачивания из окисленных руд при большей экологической чистоте.
Комплекс электрохимического выщелачивания золота (рис. 3) включает в себя:
- участок дробления, измельчения и подготовки руды;
- узел приготовления раствора реагентов;
- узел переработки растворов;
- узел нейтрализации оборотной воды.
В комплекс входят: питатель; агрегат крупного среднего и мелкого дробления; агрегат сортировки; конвейеры и агрегат управления (рис. 3).
Гранулометрический состав рудной массы для дробления и измельчения: 80 % - фракции 0.50 мм, 14 % - фракции 100.50 мм и 6 % -фракции более 100 мм. Исходная влажность от 0,11 до 5,5 % (средняя -0,48 %), водопоглощение до 3 %. Объемная масса - от 1,9 до 2,6 г/см3.
Основными потребителями технической воды рекомендуемой технологии являются - технологический цех с узлом приготовления пульпы, узлом переработки продуктивных растворов, а также подсобные производства - пункт рудоподготовки, пункт приготовления рассола, пункт нейтрализации маточников сорбции.
Для обеспечения производства потребуется около 500 м3 воды в смену. При трехсменной работе технологического цеха на приготовление пульпы для электрохимической обработки потребуется до 200.250 тыс. м3 воды в год. Объем водосборника рекомендуется на 600 м3, из условий сбалансирования водопритока (100 м3/час) и максимального сменного расхода до 250 м3.
Узел приготовления раствора Ка С1. Приготовление раствора Ка С1 связано с необходимостью удаления нерастворимых примесей, переходящих в пульпу при использовании природной технической соли, которые могут привести при электролизе к возникновению побочных процессов в анолите и снижению выхода по току. Приготовленный очищенный раствор
должен ограничиваться по содержанию щелочных соединений - гидрокси-да натрия и карбоната натрия.
Рис. 3. Технологическая схема извлечения золота электрохимическим
выщелачиванием
Основным методом отделения осадков гидроксида магния и карбоната кальция из раствора является осаждение в отстойнике.
В контактный чан объемом 50 м3 подается очищенный раствор КаС1 и небольшими порциями загружается измельченная до крупности 0,074 мм руда. В процессе загрузки руды работает перемешивающее устройство. После полной загрузки руды перемешивающее устройство включается еще на 5-7 часов. Затем пульпа перекачивается насосом в электрохимический реактор.
Реактор из железобетона имеет производительность по руде 50.60 тыс. т/год при площади технологического цеха 65 м2.
Наиболее простой способ очистки кислых растворов СДК известкование снижает концентрацию сульфат-ионов до 5.8 г/дм3. Ионы железа осаждаются, раствор становится нейтральным, укрепляется по Ка С1 и используется повторно.
По данным наших исследований, для проектирования рекомендуются:
- коэффициент извлечения золота из выщелачиваемых хвостов в раствор - 0,70;
- коэффициент извлечения золота на смолу АМ-2Б при сорбции -
0,95;
- коэффициент извлечения золота в готовую продукцию из элюата -
0,988;
- коэффициент сквозного извлечения - 0,65;
- годовая производительность участка кучного выщелачивания при объеме переработки сырья 500 тыс. т/год и содержании золота в хвостах 1,5 г/т составит 488 кг.
Основные параметры рекомендуемой электрохимической технологии:
- концентрация реагента в электролите - 20... 30 %;
- анодная плотность тока - 800 .1000 А/м2;
- напряжение - 230 В;
- рН раствора реагента- 2,0.4,0;
- температура - 60... 80 0С;
- продолжительность выщелачивания- от 3 до 6 час.;
- коэффициент извлечения золота - 0,7 . 0,8:
- расход воды - 0,5 .0,6 м3/т;
- расход электроэнергии - 200.230 кВт/т.
Капитальные вложения в строительство опытно-промышленного комплекса, тыс. долл.: общая сметная стоимость - 830; СМР - 383; оборудование - 420; прочие - 27 тыс. долл. Удельные капиталовложения: на 1 т перерабатываемого сырья - 16,6 долл.; на 1 гр. золота, получаемый из сырья, - 2,96 долл. Годовые эксплуатационные расходы: 920 тыс. долл., из них на электроэнергию - 414 тыс. долл. - 45 %.
Затраты на сорбцию, десорбцию и аффинаж (3,280,85=2,79 долл. /т). Себестоимость производства 1 г золота - 6 долл. /г. При цене реализации 1 г золота 12 долл., прибыль составляет 6 долл./г.
В качестве результирующей технологии рекомендуется комплексная переработка сырья по оптимизированной схеме (рис. 4).
Рис. 4. Схема комбинированного выщелачивания металлов
Выводы
Параметры новых прорывных технологий извлечения золота из упорного сырья улучшаются методом моделирования. Анализ основных закономерностей физико-химических процессов свидетельствует о приоритетности мембранных процессов в сочетании с процессами сорбции, экстракции и электролиза. Наиболее значимыми переменными факторами процесса извлечения золота являются затраты электроэнергии и расход реагентов. Оптимальные условия для электрохимического выщелачивания золота создаются при высоком выходе по току, температуре 60.80 0С и повышенной электропроводности пульпы с высокой анодной поляризацией процесса.
Список литературы
1. Лузин Б.С., Голик В.И. Состояние золотодобычи в Казахстане // Известия вузов СК. Технические науки. Прил. 2. Ростов, 2004.С.155-159.
2. Чантурия В.А., Назарова Г.Н. Электрохимическая технология в обогатительно - гидрометаллургических процессах. М.: Наука, 1977.
3. Ляшенко В.И., Хоменко О.Е., Голик В.И. Развитие природоохранных и ресурсосберегающих технологий подземной добычи руд в энергонарушенных массивах // Горные науки и технологии. 2020. Т. 5. № 2. С. 104-118.
4. Проблемы оценки и освоения техногенных образований золотосодержащих россыпей Приамурья / В. С. Литвинцев, Р. С. Серый, Т. С. Банщикова, П. П. Стась // ФТПРРМПИ. 2016. №2. С.64-72.
5. Оценка коренных и техногенных месторождений РСО-Алания как возможных объектов применения технологии подземного и кучного выщелачивания / К. К. Хулелидзе, Ю. И. Кондратьев, В. Б. Заалишвили, З. С. Бетрозов // Устойчивое развитие горных территорий. 2016. Т. 8. № 1. С. 46-51.
6. Евдокимов С. И., Ли И., Герасименко Т. Е. Устойчивое развитие горных территорий: инвестиционная привлекательность техногенных запасов золота // Устойчивое развитие горных территорий. 2018. Т. 10. № 1. С.132-140.
7. Валиев Н.Г., Пропп В.Д., Вандышев А.М. Кафедре горного дела УГГУ - 100 лет // Известия высших учебных заведений. Горный журнал. 2020. № 8. С. 130-143.
8. Лузин Б.С., Битимбаев М.Ж. Новая технология электрохимического извлечения золота из упорных сульфидных руд и концентратов. // Международная конференция по вопросам комплексной переработки минерального сырья. Алматы. 2003. С.24-26.
9. Лузин Б.С., Битимбаев М.Ж. Лабораторные исследования химического бесцианидного выщелачивания золота из сульфидной руды Ва-сильковского месторождения // Поиск МО и НРК. Алматы. 2003. №3(2). С.174.
10. Исследование параметров агломерации урановой руды и их последствий при кучном выщелачивании / Э. Хуммади [и др.] // Инженерия полезных ископаемых. 2018. Т. 127. С. 20-31.
11. Экологические аспекты хранения хвостов обогащения руд в горном регионе / В.И. Голик, Ю.В. Дмитрак, В.И. Комащенко, Ю.И. Разоренов // Экология и промышленность России. 2018. Т. 22. № 6. С. 35-39.
12. Повышение безопасности подземной добычи руд учетом геодинамики массива / В.И. Голик, Ю.И. Разоренов, Ю.В. Дмитрак, О.З. Габараев // Безопасность труда в промышленности. 2019. № 8. С. 3642.
13. Ресурсосберегающие технологии освоения месторождений полезных ископаемых / Я. Рыбак, М. М. Хайрутдинов, Ч. Б. Конгар-Сюрюн, Ю.С. Тюляева // Устойчивое развитие горных территорий. 2021. Т.13. №3(49). С. 405 - 415.
14. Комащенко В. И. Эколого-экономическая целесообразность утилизации горнопромышленных отходов с целью их переработки // Изве-
стия Тульского государственного университета. Науки о Земле. 2015. Вып. 4. С. 23—30.
15. A study of uranium-ore agglomeration parameters and their implications during heap leaching / E. Hoummady [and others] // Minerals Engineering. 2018. Vol. 127. Р. 22—31.
16. Уральский горный и московский горный: взаимодействие вузов / А.В. Душин, Н.Г. Валиев, Ю.А. Лагунова, А.Г. Шорин // Горный журнал. 2018. № 4. С. 4-10.
17. Баймишев Р.Н. Эффективные международные подходы в государственном управлении недрами // Горные науки и технологии. 2020. 5(2). С.162-184.
18. Tuokuu F.X., Kpinpuo S.D., Hinson R.E. Sustainable development in Ghana's gold mines: Clarifying the stakeholder's perspective // Journal of Sustainable Mining. 2019. V. 18. No 2. Р. 77-84.
19. Яицкая Н. А., Бригида В. С. Геоинформационные технологии при решении трехмерных геоэкологических задач: пространственная интерполяция данных // Геология и геофизика Юга России. 2022. 12 (1). 162173.
20. Sharipzyanova G.K., Eremeeva Z.V., Sayenko A.A. Structure and properties of mechanoactivated Samarium titanate powder // Sustainable Development of Mountain Territories. 2022. 14(1). Р. 134-141.
21. Bloodworth A., Gunn G. The future of the global minerals and metals sector: issues and challenges out to 2050 // Geosciences. 2012. No 15. P. 9097.
Голик Владимир Иванович, д-р техн, наук, проф., гл. науч. сотр., [email protected], Россия, Владикавказ, Геофизический институт Владикавказского научного центра,
METHODOLOGICAL FOUNDATIONS OF ELECTROCHEMICAL
GOLD LEACHING
V.I. Golik
The results of a study of new technologies for extracting gold from stubborn raw materials in filtration columns with modeling of leaching processes are presented. The prospects of electrochemical methods of metal extraction from solutions with a combination of electrochemical softening of solutions with electrodialysis desalination and concentration are characterized. Recommendations for optimizing the parameters of technological processes are given. The research results may be in demand in the design of new and modernization of existing mining enterprises, in educational institutions and in professional development of specialists in this field of mining production.
Key words: metal extraction, gold, leaching, electrochemical softening, desalination, sulfides, mining.
Golik Vladimir Ivanovich, doctor of technical sciences, Professor, chief scientist. comp., [email protected], Russia, Vladikavkaz, Geophysical Institute of Vladikavkaz Scientific Center,
Reference
1. Luzin B.S., Golik V.I. The state of gold mining in Kazakhstan // Izvestiya vuzov SK. Technical sciences. Adj. 2. Rostov, 2004.pp.155-159.
2. Chanturia V.A., Nazarova G.N. Electrochemical technology in enrichment and hydrometallurgical processes. Moscow: Nauka, 1977.
3. Lyashenko V.I., Khomenko O.E., Golik V.I. Development of nature-conservation and resource-saving technologies of underground ore mining in energy-damaged massifs // Mining sciences and technologies. 2020. Vol. 5. No. 2. pp. 104-118.
4. Problems of assessment and development of technogenic formations of gold-bearing placers of the Amur region / V. S. Litvintsev, R. S. Gray, T. S. Banshchikova, P. P. Stas // FTPRMPI. 2016. No.2. pp.64-72.
5. Assessment of indigenous and man-made deposits of the Russian Federation as possible objects of application of underground and heap leaching technology / K. K. Khuleli-dze, Yu. I. Kondratiev, V. B. Zaalishvili, Z. S. Betrozov // Sustainable development of mountain territories. 2016. Vol. 8. No. 1. pp. 46-51.
6. Evdokimov S. I., Li I., Gerasimenko T. E. Sustainable development of mountain territories: investment attractiveness of technogenic gold reserves // Sustainable development of mountain territories. 2018. Vol. 10. No. 1. pp. 132-140.
7. Valiev N.G., Propp V.D., Vandyshev A.M. The Department of Mining of UGSU is 100 years old // News of higher educational institutions. Mining magazine. 2020. No. 8. pp. 130-143.
8. Luzin B.S., Bitimbayev M.Zh. New technology of electrochemical extraction of gold from resistant sulfide ores and concentrates. // International Conference on complex processing of mineral raw materials. Almaty. 2003. pp.24-26.
9. Luzin B.S., Bitimbayev M.Zh. Laboratory studies of chemical cyanide-free leaching of gold from sulfide ore of the Vasilkovsky deposit // Search for MO and NRK. Almaty. 2003. No.3(2). p.174.
10. Investigation of the parameters of uranium ore agglomeration and their consequences during heap leaching / E. Hummadi [et al.] // Mineral engineering. 2018. Vol. 127. pp. 20-31.
11. Ecological aspects of ore dressing tailings storage in the mountainous region / V.I. Golik, Yu.V. Dmitrak, V.I. Komashchenko, Yu.I. Ra-zorenov // Ecology and industry of Russia. 2018. Vol. 22. No. 6. pp. 35-39.
12. Improving the safety of underground ore mining taking into account the geo-dynamics of the massif / V.I. Golik, Yu.I. Razorenov, Yu.V. Dmitrak, O.Z. Gabaraev // Occupational safety in industry. 2019. No. 8. pp. 36-42.
13. Resource-saving technologies for the development of mineral deposits / Ya. Rybak, M. M. Khairutdinov, Ch. B. Kongar-Syuryun, Yu.S. Tyulyaeva // Sustainable development of mountain territories. 2021. Vol.13. No.3(49). pp. 405-415.
14. Komashchenko V. I. Ecological and economic expediency of utilization of mining waste for the purpose of their processing // Izvestiya Tula State University. Earth Sciences. 2015. Issue 4. pp. 23-30.
15. Investigation of the parameters of uranium ore agglomeration and their influence during heap leaching / E. Hummadi [et al.] // Mineral engineering. 2018. Volume 127. pp. 2231.
16. Uralsky gorny and Moskovsky gorny: interaction of universities / A.V. Dushin, N.G. Valiev, Yu.A. Lagunova, AG. Shorin // Gorny Journal. 2018. No. 4. pp. 4-10.
17. Baymishev R.N. Effective international approaches in state management of mineral resources // Mining sciences and technologies. 2020. 5(2). pp.162-184.
18. Tuokuu F.H., Kpinpuo S.D., Hinson R.E. Sustainable development of the gold mines of Ghana: clarifying the point of view of stakeholders // Journal of Sustainable Mining. 2019. Vol. 18. No. 2. pp. 77-84.
19. Yaitskaya N. A., Brigida V. S. Geoinformation technologies in solving three-dimensional geoecological problems: spatial interpolation of data // Geology and Geophysics of the South of Russia. 2022. 12 (1). 162-173.
20. Sharipzyanova G.K., Eremeeva Z.V., Saenko A.A. Structure and properties of mechanoactivated samarium titanate powder // Sustainable development of mountainous territories. 2022. 14(1). pp. 134-141.
21. Bloodworth A., Gunn G. The future of the global sector of minerals and metals: problems and challenges until 2050 // Earth Sciences. 2012. No. 15. pp. 90-97.
