1) известковый алеврит с субмикронными частицами золота и примесями пирита, галенита, киновари, стибнита;
2) окремненные алевролиты с микронными частицами золота, часто связанными с остаточными окислами железа;
3) песчаная и доломитовая руда, содержащая золото в межзерновом пространстве;
4) жильная кварцевая руда;
5) изверженные горные породы с небольшими кварцевыми жилами со свободным золотом.
Цианидное выщелачивание
Цианидное выщелачивание на сегодняшний день является основным способом извлечения золота из руд, как в традиционной технологии, так и при геотехнологической добыче. В качестве реагента используются соли циановой кислоты – цианиды натрия или калия концентрацией 0.02–0.3%. Растворение золота происходит по реакции 2Au + 4KCN + 0/2O 2 + Н 2 O = 2KAu(CN) 2 + 2КОН, из которой следует необходимость введения в процесс окислителя – добавок в рабочий раствор перекиси водорода, гипохлоритов калия, натрия и др. В цианистых растворах должно быть обеспечено, кроме того, создание, так называемой, защитной щелочи, уменьшающей разложение цианистых солей. В подземном или кучном выщелачивании для предотвращения кольматационных явлений предпочтительнее использование едких щелочей (КОН или NaOH), не приводящих к увеличению в растворе содержания кальция.
Процесс цианирования золотосодержащих руд и концентратов используется и в традиционной технологии и, соответственно, разносторонне изучен. В частности установлено, что скорость растворения золота может контролироваться либо концентрацией NaCN, либо кислорода; интенсивное пассивирование золота имеет место в присутствии солей свинца; при малых концентрациях (5–25 мг/л) серебро, свинец и ртуть ускоряют растворение золота; в присутствии сульфосолей мышьяка скорость растворения золота резко подавляется.
Интенсификация цианирования может быть достигнута за счет предварительного введения извести и цемента для гранулирования материала; использования концентрированных цианистых растворов, цианида кальция, который дешевле NaCN, комбинированных реагентов (особенно для теллуристых и золотосеребряных руд); введения в раствор некоторых добавок (солей таллия, марганца, высокомолекулярных спиртов и т. д.).
Продолжительность выщелачивания колеблется от 7 до 30 суток для дробленой руды (крупностью менее 20 мм) и до нескольких месяцев для получаемой в результате взрыва.
При всех достоинствах цианистого процесса извлечения золота из руд у него имеется и существенный недостаток – очень высокая токсичность цианистых солей. До сих пор не решена проблема обезвреживания стоков, поэтому уже давно ведется поиск альтернативных реагентов для гидрометаллургической (в том числе и геотехнологической) переработки золотосодержащего сырья.
Тиомочевинное (тиокарбамидное) выщелачивание
Возможным заменителем цианистых растворителей золота являются кислые растворы тиомочевины. Впервые предложения об использовании тиокарбамидного выщелачивания для извлечения золота из сурьмянистых руд были высказаны в начале сороковых годов XX века. Исследования как у нас в стране, так и за рубежом показали следующие преимущества тиомочевинного растворения, по сравнению с цианированием: скорость процесса выше примерно в 10 раз, он менее подвержен воздействию со стороны ионов-примесей, меньше удельный расход и коррозионная активность реагента. Вместе с тем указывались и отрицательные моменты: тиомочевина дороже NaCN на 25%, в окислительных условиях она разлагается, имеются сложности при извлечении золота из тиомочевинных растворов активированным углем.
Тиомочевинная технология перспективна для переработки углеродсодержащих глинистых золотоносных руд, а также мышьяксодержащих. В цианистом процессе серьезные трудности вызывает наличие меди, при тиомочевинном растворении это осложнение частично снимается вследствие значительно меньшей скорости ее разложения, эффективно растворяется золото в кислых растворах в присутствии окислителя. Установлено, что наилучшим из исследованных реагентов является раствор тиомочевины с добавками серной кислоты и трехвалентного железа. При этом окислительно-восстановительный потенциал не может быть ниже 125–130 мВ (из-за осаждения золота) и выше 160–165 мВ (из-за окисления свободной тиомочевины). Стабилизация его в ходе процесса на определенном уровне может осуществляться, например, добавками сернистого газа. Эксперименты показали, что в случае тиомочевинного выщелачивания золото извлекаешься с большей полнотой, чем цианированием: 90 – 97% против 81–92%. Показана возможность использования растворов тиомочевины в замкнутом цикле с концентрацией железа не выше 10–12 г/л.
В результате промышленных испытаний установлено: тиомочевинное выщелачивание золота возможно, причем извлечение его равно или выше, чем при планировании; в случае тонкой вкрапленности золота такое выщелачивание не имеет кинетических преимуществ перед цианированием; тиомочевинная технология может оказаться рентабельной даже с низким извлечением (60%) выщелачивания углеродсодержащих руд, которые невозможно перерабатывать иными способами, она может быть использована для переработки низкосортных золотосодержащих отвалов.
В промышленном масштабе тиомочевина применяется лишь на предприятиях с очень богатым концентратом, что оправдывает затраты на реагент. В России в результате испытаний на опытных установках выявлены недостатки способа: длительность операции закисления, высокий расход кислоты, обогащение продуктивных растворов элементами-примесями и др.
Эксплуатационные затраты при тиокарбамидном выщелачивании в целом примерно на 25% меньше, чем для цианирования за счет существенно (более чем в три раза) меньших затрат на обезвреживание промышленных стоков.
Тиосульфатное и аммиачно-тиосульфатное
выщелачивание
Процессы тиосульфатного и аммиачно-тиосульфатного выщелачивания золота протекают по следующим реакциям:
4Au + O 2 + 8S 2 O 3 2- + 4H + → 4Au(S 2 O 3) 2 3- + H 2 O,
Au + 5S 2 O 3 2- + Cu(NH 3) 4 2+ → Au(S 2 O 3) 2 3- + 4NH 3 + Cu(S 2 O 3) 3 5-
Образующийся тиосульфатный комплекс золота очень прочный (константа диссоциации равна 10 -26).
Наличие растворимой меди и сульфидов может замедлить процесс аммиачно-тиосульфатного растворения золота, если не принять специальных мер. В частности, его рекомендуется проводить в слабоокислительной среде.
Аммиачно-тиосульфатное выщелачивание применимо к упорным для цианистого процесса рудам: марганцевым и медистым. Оптимальные условия сохраняются поддержанием в растворе рН на уровне 7–8 ед. Это обеспечивает устойчивость тиосульфат-ионов. Установлено, что при их отсутствии извлечение золота резко падает, кроме того, для повышения скорости реакции рекомендуется вводить в систему элементарную серу. Испытания, проведенные с рудами ряда месторождений США и Мексики, показали, что выщелачивание реагентом, состоящим из смеси тиосульфата и сульфита аммония, обеспечивает извлечение золота в пределах 50 – 96%. Аммиачными тиосульфатными растворами можно добывать золото и серебро из хвостов окислительного выщелачивания в присутствии меди.
Окислительное выщелачивание
минеральными кислотами и солями
Этот способ применим для добычи серебра и, в меньшей степени, золота. Имеется патент на селективное солянокислое выщелачивание золота, серебра, свинца, сурьмы и висмута из арсенатов. Процесс проводят при рН = 1 и с наличием в растворе железа (2–4 г/л).
Для переработки материалов, содержащих благородные металлы, рассмотрена возможность использования гидрохлорирования, имеющего некоторые преимущества, по сравнению с цианистым процессом: большая концентрация окислителя (молекулярный хлор) в растворе обусловливает высокую скорость процесса; возможность получения солянокислых растворов, из которых удобно выделять золото электролизом, переработки ряда упорных для цианирования золотосодержащих материалов, в том числе углистых, медистых, мышьяковистых и других, а также разделения золота и серебра при их осаждении из солянокислых растворов.
Экологически чистый способ извлечения благородных металлов из руд, в том числе карбонатных, включает их обработку водным раствором, содержащим хлоридные и гипохлоридные ионы, восстановление металлов цементацией, регенерацию ионов гипохлорита электрохимическим способом и повторное использование выщелачивающего раствора. Гипохлорирование применяется для предварительной обработки углеродсодержащих золотых руд перед цианированием, чтобы извлечь золото из шлака, обогащенного сурьмой.
В опытно-промышленных масштабах исследовано извлечение золота и серебра из анодных шламов электролиза меди с применением смеси концентрированных кислот: 1 объем азотной и 3 – соляной.
Кроме того, теоретически и экспериментально прорабатываются варианты выщелачивания золота иодидными, тиоцианатными растворами, а также раствором хлорида меди.
В последнее время в США ведутся исследования по сорбционному извлечению золота из пульпы с помощью активного угля, обладающего магнитными свойствами. Этот способ позволяет селективно извлекать золото в присутствии таких примесей как As, Sb и др. Ввиду того, что большинство руд содержит магнетит в количестве 0.2–3%, необходима предварительная магнитная сепарация руды.
Многие из перечисленных методов химического извлечения золота используются только для чанового выщелачивания, поскольку требуют проведения некоторых дополнительных операций.
Бактериальное выщелачивание
Существенная интенсификация процесса выщелачивания достигается в присутствии бактерий. Например, тионовые бактерии Thiobacillus ferrooxidans могут применяться для выщелачивания меди, никеля, цинка, мышьяка, кадмия, золота и других металлов. В России и Канаде разрабатываются технологии бактериального выщелачивания мышьяка и вскрытия тонковкрапленного золота из упорных золотосодержащих концентратов перед их цианированием. Это позволяет исключить дорогостоящий процесс обжига, загрязняющий атмосферу ядовитыми соединениями мышьяка.
Упорные руды характеризуются тонковкрапленным (субмикроскопическим) трудно вскрываемым золотом, присутствием минералов сурьмы, меди, мышьяка, двухвалентного железа, а также сульфидов и углистых сланцев. Они не перерабатываются обычным цианированием. Для пирротиновых, медистых и сурьмянистых руд рекомендуются добавки PbO 2 или Pb(NO 3) 2 , интенсивная аэрация и сравнительно низкая концентрация выщелачивающего раствора NaCN; для углистых руд – многостадийные схемы цианирования с быстрым отделением продуктивных растворов от твердой части пульпы; для сульфидных и мышьяковистых руд – окислительный обжиг, в результате которого плотные зерна сульфидов переводят в пористый гематит
2FeS 2 + 5/2O 2 = Fe 2 O 3 + 4SO 2 ,
2FeAsS + 5O 2 = Fe 2 O 3 + As 2 O 3 + 2SO 2 .
Бактериальное выщелачивание позволяет решить проблему переработки труднообогатимых руд.
Проводится поиск новых видов микроорганизмов, которые способны функционировать не только в кислой, но и в нейтральной и в щелочной средах. Как показали опыты, проведенные в СССР и в Индии, специальное внесение бактерий в рудную массу необязательно. Путем адаптации с использованием различных мутагенных факторов можно получить культуру со свойствами, необходимыми для ее промышленного применения.
Пионерами исследований по бактериальному выщелачиванию золота были институт Пастера (Франция) и университет г. Дакар (Сенегал). Информация об этих работах появилась в печати в 60-х годах XX века.
Бактериальные методы извлечения золота из руд базируются на результатах изучения микрофлоры крупных золоторудных месторождений, позволивших выделить культуры доминирующих видов бактерий и грибов. Установлено, что повышенной активностью в процессе растворения золота обладают представители родов Bacillus, Bacterium, Chromobacterium, а также полученные на основе индуцированного мутагенеза штаммы бактерий Bac. mesentericus niger 12 и 129.
Микроскопические грибы, в отличие от бактерий, способны аккумулировать золото из растворов. Наиболее эффективны представители родов Aspergillus niger и Aspergillus oryzae.
В процессах бактериального выщелачивания золота определяющая роль принадлежит продуктам микробного синтеза: аминокислотам, пептидам, белкам и нуклеиновым кислотам. Углеводы в растворении золота участия не принимают. Экспериментально установлено, что в кислой среде белки осаждают золото, а в щелочной – растворяют. Солерастворимые белки микробного синтеза существенно лучше действуют на золото, чем глобулин животного происхождения. Реакционная способность пептидов зависит от их молекулярного веса: чем он меньше, тем выше растворимость золота.
В результате исследований факторов, регулирующих выщелачивание золота продуктами метаболизма гетеротрофных микроорганизмов, определено, что начальной стадией процесса является биосинтез золоторастворяющих соединений, который рекомендуется проводить в течение 2–3 суток при рН среды 5.5–6.5, температуре 30-35˚С и загрузке 3–4-х суточного посевного материала в количестве 4–5%. Основной процесс выщелачивания золота следует проводить при рН 9–10 в присутствии окислителя металла.
Исследованы механизм и кинетика растворения золота в водно-щелочных смесях малоно-нитрила. Показано, что наибольшая эффективность его проявляется в области рН 10 – 11, концентрация золота может достигать 65–70 мг/л, но уже при рН > 11.5 растворимость золота резко падает, а в кислой среде она практически не происходит.
Разложение золота существенно возрастает при использовании модифицированных гуминовых кислот, полученных путем нитрирования и сульфирования природных гуматов, а концентрация достигает 48–50 мг/л, что в 15–16 раз выше, чем с природными гуминовыми кислотами.
Для кучного выщелачивания золота аминокислотами микроорганизмов смонтирована установка и проведены испытания на песчаной руде (0.75 г/т Au) крупностью –300 +0 мм. Наибольшей величины концентрация золота в продуктивных растворах достигла в первые 5–6 суток. При средней скорости фильтрации 12–15 л/т * сутки за 12 суток было извлечено 46.7% золота и израсходовано 0.6 кг аминокислот, 0.4 кг перманганата калия и 4 кг гидроксида натрия на тонну руды.
Одной из наиболее активных по отношению к золоту группой бактерий является разновидность, относящаяся к виду Aeromonas. И. Парес, изучавший бактериальное выщелачивание золота, пришел к следующим выводам: наиболее сильной растворяющей способностью обладают бактерии, отобранные на самих золотоносных месторождениях; растворение Au осуществляется в несколько этапов (скрытая фаза, фаза нарастания интенсивности выщелачивания и стабильная фаза), примерно через 12 месяцев интенсивность выщелачивания резко снижается; бактерии, активно действующие на золото, разрушаются обычными микроорганизмами, живущими в воздухе; на растворение золота в числе других факторов большое влияние оказывает состав питательной среды.
В Иркутском государственном институте редких металлов проводились эксперименты по бактериальному выщелачиванию золота из руд различных месторождений. Изучен состав рудничных вод и пород с целью получения культур, способных интенсифицировать процесс выщелачивания золота. Установлены следующие микроорганизмы: Bacillus, Bacterium, Chromobacterium, Pseudomonas, Micrococcus, Sarcina, Thiobacillus. Показано, что в присутствии продуктов метаболизма бактерий выщелачивание протекает быстрее (в 2-4 раза). Разложение золота значительно возрастает с наличием окислителя и при использовании новых мутантов, полученных в результате воздействия на бактерии ультрафиолетового излучения в комбинации с химическим мутагеном – этиленимином: 1.5–2 против 0.4 мг/л без мутантов. Еще большая растворимость золота может быть достигнута путем разрушения клеточных оболочек различными реагентами (до 10–18 мг/л).
Вторичные ионообменные явления в процессах
выщелачивания золота
Выщелачивание золота различными растворителями сопровождается некоторыми побочными явлениями, снижающими извлечение металла или ухудшающими кинетические показатели. Этот вопрос пока еще недостаточно изучен. Существенную роль в процессах, протекающих в системах типа «вода-порода», играют поверхностные явления – сорбция, ионный обмен и т.д. Известно, что золото обладает способностью довольно активно сорбироваться различными минералами, особенно сульфидными и глинистыми. Соответственно, минеральный состав золотосодержащих пород должен быть оценен и с этих позиций.
Условия, способствующие и препятствующие сорбции золота различными минералами, изучались, например, в работе , в которой сделаны, следующие выводы: снижение извлечения золота за счет сорбции можно уменьшить, проводя выщелачивание в более жестких условиях; ограниченность использования растворителей, альтернативных цианидам, но образующих менее прочные комплексы с золотом, чем цианиды, связана с конкуренцией процессов выщелачивания и сорбции; при наличии в руде сорбционно-активных глинистых минералов нецелесообразно стремиться к чрезмерному повышению концентрации золота в растворе, поскольку это приведет к росту его потерь за счет сорбции.
Методы извлечения золота из растворов
и сточных вод
Прогресс в гидрометаллургии благородных металлов в значительной степени связан с совершенствованием методов их извлечения из промышленных растворов и сточных вод. Эффективность осаждения их из различных сред зависит от наличия широкого ассортимента испытанных в производственных условиях методов. В связи с этим во многих странах, в том числе и в России, разработке этих вопросов уделяется большое внимание.
Стандартный (традиционный) метод осаждения золота из растворов – цементация металлическим цинком. В присутствии мышьяка Au осаждают методом сорбции на угле. В нашей стране промышленно освоен метод сорбционного цианирования, который повлек за собой разработку принципиально новых методов извлечения золота и серебра из тиомочевинных растворов. России также принадлежит приоритет в развитии методов извлечения благородных металлов с помощью углеграфитовых электродов.
Сорбция благородных металлов активными углями
В мире установилась тенденция широкого использования активных углей в качестве осадителей металлов. В настоящее время практическую значимость имеет только сорбция из цианистых растворов, этому процессу отдается предпочтение. За рубежом ионообменные смолы не получили промышленного применения в качестве осадителей благородных металлов из цианистых пульп, это связано с лучшими сорбционными и кинетическими свойствами активных углей и их более высокой селективностью по отношению к золотоцианистому комплексу, а такие же их низкой стоимостью (в 7–12 раз ниже цены ионообменных смол).
Различают два вида активных углей: пылевидные (-0.1 мм) и гранулированные (0.2 мм). Сорбция золота активными углями сопровождается окислительно-восстановительными процессами. Находящиеся в растворе дицианоаурат-ионы на поверхности угля преобразуются в цианокарбонилы и затем восстанавливаются до металлического золота.
Преимущества пылевидных углей – в их низкой стоимости, высоких кинетических и емкостных характеристиках, возможности исключения регенерации. Для того, чтобы снизить потери золота с тонкодисперсными частицами угля и быстро его отделить от раствора декантацией, разработан способ коагуляции угля в присутствии сернокислого алюминия. Вместе с тем, аппаратура для извлечения благородных металлов из цианистых растворов дисперсным активным углем еще до конца не разработана. Использование пылевидных сорбентов для извлечения золота из пульп менее распространено, что обусловлено трудностью отделения сорбента от пульпы. Извлечение золота в концентрат в этом случае составляет 88–92%, при этом последний содержит до 60–80% шлама. Отделить шлам от дисперсного угля практически не удается.
Более перспективным в настоящее время является применение сферических активных углей, которые характеризуются хорошо развитой пористой структурой, равномерной во всем объеме гранул. Однако их потери за счет истирания в 2–2.5 раза выше, чем потери ионообменных смол. Вместе с тем, активные угли обладают значительно большей селективностью по отношению к золоту, чем указанные смолы. При достижении насыщения угля АУ-50 его сорбционная емкость распределяется только между золотом и серебром в соотношении 4:1, коэффициент селективности равен единице, а для анионита АМ-2Б в аналогичных с углем условиях – 0.19.
Сорбционное осаждение золота из цианистых растворов активным углем оказалось наиболее оптимальным методом при кучном выщелачивании золотосодержащих руд ряда месторождений США. Технологические схемы на каждом месторождении, естественно, имеют свои особенности.
Извлечение благородных металлов ионообменными
смолами и экстрагентами
Применение ионного обмена для извлечения золота из растворов связано с успехами в области синтеза специфических ионитов. На ряде обогатительных фабрик СНГ осуществлена сорбционная технология извлечения золота и серебра из цианистых пульп различного состава с помощью макропористого анионита АМ-2Б. Установлено, что сложный состав жидкой фазы пульп ухудшает процесс: емкость анионита по золоту может снизиться в три раза. Работы по повышению извлечения золота из сложных цианистых пульп, ведутся в основном в двух направлениях: синтез новых селективных сорбентов и разработка эффективных схем их регенерации.
Для извлечения благородных металлов из солянокислых растворов эффективно применение смолы хелатного типа, имеющей емкость по золоту до 660 г/кг в присутствии меди, железа, никеля, кобальта, алюминия, кальция и других металлов. Дисульфидная смола нейтрального типа селективно извлекает золото из хлоридных растворов сложного состава. Перспективны исследования по разработке волокнистых сорбентов, которые значительно дешевле ионитов, обладают хорошими кинетическими и емкостными характеристиками. Разработана сорбция золота из тиомочевинных растворов электрообменными волокнами на основе поливинилового спирта. Затраты электрообменного волокна – 0.22 г на 1 г золота. Золото извлекается из раствора полностью, после сжигания волокна получается зола, содержащая до 48% золота. Российскими разработчиками получены и другие технологические решения по этой проблеме.
Успешное использование ионитов в обороте возможно при условии полного восстановления их первоначальной пористости и свойств после десорбции. В нашей стране и за рубежом имеется несколько схем регенерации анионитов. Наиболее распространенной является технология, разработанная российскими исследователями в 70-х годах XX века. Схема приемлема для восстановления гелеобразных и пористых анионитов различной основности и селективности (АМ, АМ-2Б, АП-2 и др.) и обеспечивает ее высокое качество. Эффективная бескислородная схема селективной регенерации анионитов растворами щелочи и роданида аммония, позволяющая исключить применение хлорида, цианида натрия, уменьшить количество промывочных операций, ускорить в 3–4 раза процесс восстановления, снизить расход реагентов. Из роданистых растворов золото может быть осаждено электролизом, цинковой или алюминиевой пылью, активированным углем, двуокисью серы.
Использование ферритизированных сорбентов
Новым технологическим приемом извлечения благородных металлов из пульп является использование ферритизированных сорбентов в магнитном поле. Преимущества этого способа – возможность проведения сорбции на больших скоростях и простота отделения сорбентов от промышленных растворов. Например, скорость потока раствора может быть увеличена в 15–17 раз. Многие вопросы практического применения дисперсных ферритизированных сорбентов еще не решены, однако перспективность метода предопределяет актуальность исследований в этом направлении.
Электролитическое извлечение золота из растворов
Электролиз в аппаратах с проточными объемно-пористыми катодами – один из наиболее экономичных способов извлечения золота из растворов. Эта технология базируется на исследованиях, выполненных в Институте химии твердого тела и механохимии СО РАН. Достоинства метода в том, что металл получается в достаточно концентрированном и чистом виде, не требуется использование реагентов, упрощается решение проблемы оборота растворов и автоматизация производства. Применение катодов с высокоразвитой поверхностью, по сравнению с плоскими катодами, позволило интенсифицировать процесс в 15–20 раз. Электролитически золото может извлекаться из тиомочевинных, цианистых, гипохлоридных растворов. Однако многие аспекты этого метода еще требуют дальнейшего исследования.
Необходимо упомянуть еще один способ осаждения золота из кислых хлоридных растворов плесневым грибом Aspergillus oryzae ВКМ-56 и Aspergillus niger, разработанный в Иркутском государственном институте редких металлов. При загрузке гриба в количестве 40 г/л за 4 суток осаждается 100% золота, 96% серебра, 84% платины и 92% палладия из солянокислых растворов. Промышленные испытания показали приемлемость этого способа для бедных растворов золота (до 0.1 мг/л).
Существуют и другие технологические решения по извлечению золота из растворов, однако, они требуют специальной аппаратуры, могут быть осуществлены только в заводских условиях и поэтому не могут быть использованы при геотехнологической добыче золота.
.| Учитывается или нет данная публикация в РИНЦ. Некоторые категории публикаций (например, статьи в реферативных, научно-популярных, информационных журналах) могут быть размещены на платформе сайт, но не учитываются в РИНЦ. Также не учитываются статьи в журналах и сборниках, исключенных из РИНЦ за нарушение научной и издательской этики."> Входит в РИНЦ ® : да | Число цитирований данной публикации из публикаций, входящих в РИНЦ. Сама публикация при этом может и не входить в РИНЦ. Для сборников статей и книг, индексируемых в РИНЦ на уровне отдельных глав, указывается суммарное число цитирований всех статей (глав) и сборника (книги) в целом."> Цитирований в РИНЦ ® : 1 | |||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||
| Входит или нет данная публикация в ядро РИНЦ. Ядро РИНЦ включает все статьи, опубликованные в журналах, индексируемых в базах данных Web of Science Core Collection, Scopus или Russian Science Citation Index (RSCI)."> Входит в ядро РИНЦ ® : нет | Число цитирований данной публикации из публикаций, входящих в ядро РИНЦ. Сама публикация при этом может не входить в ядро РИНЦ. Для сборников статей и книг, индексируемых в РИНЦ на уровне отдельных глав, указывается суммарное число цитирований всех статей (глав) и сборника (книги) в целом."> Цитирований из ядра РИНЦ ® : 0 | |||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||
| Цитируемость, нормализованная по журналу, рассчитывается путем деления числа цитирований, полученных данной статьей, на среднее число цитирований, полученных статьями такого же типа в этом же журнале, опубликованных в этом же году. Показывает, насколько уровень данной статьи выше или ниже среднего уровня статей журнала, в котором она опубликована. Рассчитывается, если для журнала в РИНЦ есть полный набор выпусков за данный год. Для статей текущего года показатель не рассчитывается."> Норм. цитируемость по журналу: 0,853 | Пятилетний импакт-фактор журнала, в котором была опубликована статья, за 2018 год."> Импакт-фактор журнала в РИНЦ: 0,302 | |||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||
| Цитируемость, нормализованная по тематическому направлению, рассчитывается путем деления числа цитирований, полученных данной публикацией, на среднее число цитирований, полученных публикациями такого же типа этого же тематического направления, изданных в этом же году. Показывает, насколько уровень данной публикации выше или ниже среднего уровня других публикаций в этой же области науки. Для публикаций текущего года показатель не рассчитывается."> Норм. цитируемость по направлению: 0,394 | 1||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||
|
Проба № 1 |
||||||||
|
Проба № 2 |
||||||||
|
Проба № 3 |
||||||||
|
Проба № 4 |
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
|
Тиомочевина, 3 % |
Тиомочевина, 1 % |
Аммоний йодистый |
Сульфатный щелок |
|||||||||
|
извлечение, % |
извлечение, % |
извлечение, % |
извлечение, % |
извлечение, % |
извлечение, % |
|||||||
|
Проба № 1: Au |
||||||||||||
|
Проба № 2 |
||||||||||||
|
Проба № 3 |
||||||||||||
|
Проба № 4 |
||||||||||||
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
Михайлов А.Г., Харитонова М.Ю., Вашлаев И.И., Свиридова М.Л. ВЫЩЕЛАЧИВАНИЕ ЗОЛОТА И ЦВЕТНЫХ МЕТАЛЛОВ НЕЦИАНИСТЫМИ РАСТВОРИТЕЛЯМИ // Успехи современного естествознания. – 2016. – № 7. – С. 132-136;URL: http://natural-sciences.ru/ru/article/view?id=36018 (дата обращения: 24.03.2020). Предлагаем вашему вниманию журналы, издающиеся в издательстве «Академия Естествознания»
Экспериментальные исследования процессов активационного кучного выщелачивания золота при геотехнологическом тестировании руд Амазарканского месторождения.
А. Секисов,
А. Лавров,
Читинский филиал
Института горного дела
СО РАН на базе ЗабГУ
С. Емельянов,
ОАО «Звезда» (г. Москва)
Амазарканское месторождение расположено в Могочинском районе Забайкальского края и локализовано в бортах долины р.Амазаркан, левого притока р. Амазар, занимая по площади 10 кв.км в южной части Амазарканского рудного поля. Геологоразведочные работы, проведенные ранее, в основном были ориентированы на подсчет запасов и оценку технологических свойств окисленных руд Северной рудной залежи месторождения и, в меньшей мере, оценки рудных образований Широтной рудной залежи в южной части месторождения. Основные рудовмещающие породы месторождения Амазаркан представлены биотитовыми, пироксен-биотитовыми, амфибол биотитовыми, гнейсами, переслаивающимися с лейкократовыми гнейсами, гранулитами с биотитом, изредка графитом, и маломощными прослоями, линзами пироксеновых, биотит-амфибол пироксеновых, редко графитовых, кристаллических сланцев и кальцифиров. Первичные сульфидные руды составляют основную массу (72,5%) подсчитанных запасов месторождения. Технологические исследования по переработке первичных руд с целью извлечения золота в отчетный период, так и за весь период геологоразведочных работ на месторождении, не проводились Вещественный состав первичных сульфидных руд месторождения близок к рудам зоны окисления. Они представлены кварц-серицитовыми, кварц-полевошпатовыми, кварц-турмалин-серицитовыми, кварц-карбонат серицитовыми и эпидот-пироксен-хлоритовыми метасоматитами, сформированными по вмещающим породам (архейским кристаллическим сланцам и гнейсам), а также актинолитдиопсидовыми скарнами. Собственно рудный парагенезис представлен комплексами кварц-турмалинового, кварц-халцедонового и кварц-карбонатного состава с прожилково вкрапленной кварцсульфидной (пирит, арсенопирит) минерализацией. Руды интенсивно катаклазированы и каолинизированы. Количество сульфидных минералов в рудах от 3-8% до 30%, реже 70% и в среднем составляет 8-15%. Содержание золота в первичных рудах в среднем 3,0 г/т, серебра - 5,2 г/т. Золото преимущественно пылевидное и мелкое с максимальным размером до 0,5 мм. В сульфидных минералах первичных руд содержится дисперсное золото. . Месторождение разрабатывалось открытым способом, переработка руд осуществлялась кучным выщелачиванием. Вследствие резкого снижения извлечения золота при переходе на добычу и переработку первичных упорных руд, эксплуатация Амазарканского месторождения была приостановлена. В настоящее время решение вопроса о продолжении его разработки связано с обоснованием приоритетной схемы переработки упорных руд: флотационно-гравитационным обогащением с последующей гидрометаллургической переработкой концентратов или сохранением схемы КВ, но с использованием соответствующей рудоподготовки (включая, возможно, и сепарацию кускового материала) и активных окисляющих и выщелачивающих растворов. В связи с этим, в Читинском филиале Института горного дела СО РАН были проведены геотехнологические исследования различных вариантов схемы активационного кучного выщелачивания золота из упорных первичных руд Амазарканского месторождения и минеральной массы отработанных штабелей (карт КВ).
Пробы руды для геотехнологического тестирования были представлены как минимум 3-мя генетическими типами: метасоматитами, образованными по лейкократовым гранитоидам (порядка 80 % от общего количества), метасоматизированными интрузивными породами диоритового и габбро-диоритового ряда, метасоматизированными гнейсами, сформированными преимущественно по гранодиоритам. Метасоматические изменения проявлены сульфидизацией, турманилизацией, серицитизацией и окварцеванием. В пробах встречены отдельности даек гибридных порфиров с менее выраженной, чем у несущих оруденение пород сульфидизацией, окварцеванием и серицитизацией. Средняя крупность материала, отобран- ного с отработанной карты КВ порядка 35мм. Пробы руды, отобранные из приемного бункера ДСК-1, имели средний диаметр кусков в диапазоне порядка 30-350 мм. Пробы с карты КВ, отобранные с ее торцевых частей, характеризуются относительно высоким содержанием золота (Amz-К1 = 0.64-0.97 г/т, среднее – 0.8 г/т, Amz-К2 = 1.12 1.24 среднее 1.2 г/т). Содержание золота в пробах руды ДСК определялось в 2-х аттестованных лабораториях: SGS-Vostok ltd и ЛИЦиМС (г.Чита) и оказались существенно ниже, чем в рудной массе отработанных штабелей выщелачивания. По данным пробирно-атомно-абсорбционного анализа содержание золота в ней составило 0.5-0.65 г/т. Предположительно, руда не прошла стадию среднего дробления по причине низкого содержания и была оставлена на месте складирования перед консервацией. Для геотехнологического тестирования были подготовлены пробы рудной массы отработанных штабелей выщелачивания (с разных торцевых частей), додробленные и не дробленые и шихта бедной руды метасоматитов по гранитоидам (с максимальным содержанием сульфидных минералов, предопределяющих в основном их упорность). Первоначально, были подготовлены 3 параллельные недробленые навески этого материала. Две из них – навески рудной массы, отобранной с разных торцов штабеля, были в течение 3-х суток (Т:Ж=2.5:1) предварительно обработаны в лабораторных кюветах активным окисляющим раствором, подготовленным в фотоэлектрохимическом реакторе (фото слева), а затем (после слива окисляющего раствора), обычным водным цианидным раствором концентрацией 0.05% (весовой). Фотоэлектрохимический лабораторный реактор, производительностью 7 л/час, представляет собой двухкамерную конструкцию, в центральной части которой по вертикали (для смешивания электролизных газов) размещены катод и анод, а барботаж воздухом реализуется в периферийных частях камеры. При этом массообмен осуществляется через перфорированные стенки внутренней камеры. После подготовительного электролиза на верхнюю камеру устанавливается лампа УФ- излучения, при включении которой в подготовленной водно-газовой суспензии реализуются процессы фотоэлектрохимического синтеза высокоактивных окислителей. З-я, контрольная навеска пробы рудной массы, отобранной с торца-2 (с более высоким содержанием золота) не обрабатывалась предварительно активным окисляющим раствором, а только обычным водным цианидным с его концентрацией равной 0.05% (весовой), т.е. с той же, что и в экспериментальных навесках, при том же Т:Ж (1:1) и времени обработки (в течение 20 часов). Барботаж для всех навесок осуществлялся воздухом через диспергаторы, размещенные в ложном днище лабораторных кювет. По данным анализов продуктивных растворов, содержание золота после активационной окислительной подготовки в экспериментальных растворах оказалось в 2.5 раза выше, чем в контрольном (0.5, 0.5 мг/л из экспериментальных навесок проб 1 и 2, против 0.2 мг/л из контрольной навески пробы 3). Разница в содержании серебра, являющегося в данном случае контрольным маркером, в них было еще выше (0.5, 0.8, против 0.1 мг/л соответственно). После этого, навески проб с торцевых частей отработанного штабеля КВ были переданы в лабораторию СЖС на додрабливание. В экспериментах, проведенных по аналогичной, приведенной выше активационной схеме кюветного выщелачивания, с этим же, но додробленным до – 5 мм материалом обеих навесок проб отработанного штабеля КВ, при тех же временных и концентрационных параметрах, содержание золота в растворе, полученном после выщелачивания из навески пробы рудной массы отработанного штабеля КВ-(торец-1) по активационной схеме, достигло 1 мг/л и 0.8 мг/л из навески пробы рудной массы отработанного штабеля торец –2 (при контрольном значении 0.5 мг/л).
В растворах, пропущенный через сорбционную колонку с активированным углем, содержание золота было соответственно снижено до 0.1, 0.3, 0.2 мг/л соответственно, что доказывает отсутствие негативных влияний процесса активации на сорбцию золота из продуктивного раствора. Раствор после сорбции в два цикла возвращался в кюветы.
Расчетное среднее извлечение золота в жидкую фазу, при довыщелачивании золота из рудной массы обоих проб отработанных штабелей, по приведенным данным анализов продуктивных растворов, полученных при использовании активационной схемы, составило порядка 80%. Анализ твердой фазы экспериментальных и контрольной навесок не позволил определить извлечение золота из навески рудной массы, отобранной с торца-1 отработанного штабеля КВ, поскольку его содержание в материале после активационного выщелачивания оказалось равным 0.83 г/т, т.е. осталось на уровне исходного значения. При этом по данным анализов жидкой фазы и золы угля после сорбции, извлечение золота в раствор и на сорбент выше, чем по соответствующим продуктам навесок пробы со 2-го торца штабеля. Следовательно, входной анализ для данной рудной массы не позволяет при стандартном подходе выявить в ней все формы дисперсного золота. . Содержание золота в навесках рудной массы, отобранной со 2-го торца штабеля после довыщелачивания- 0.45 г/т. Таким образом, подтвержден относительно высокий уровень доизвлечения золота. . Второй эксперимент по цикличному довыщелачиванию из навесок пробы рудной массы, отобранной с отработанного штабеля КВ был осуществлен с продолжительным (в течение 2-х месяцев – с февраля по апрель 2014 г.) их выдерживанием после первой стадии довыщелачивания, т.е. после довыщелачивания и отмывки от цианидов в активном окисляющем растворе на открытом воздухе (вне лабораторного помещения). Криогенный фактор, наряду с окисляющим действием активного раствора, позволил извлечь из пробы КВ-2 еще 0.6 мг из 1 кг шихты, в то время как из контрольной навески-дубликата при обработке водой с последующим цианированием извлечено 0.2 мг из кг. Важно также, что при аналогичном эксперименте с довыщелачиванием из бедной руды Амазарканского месторождения (т.е. после лабораторного кюветного активационного выщелачивания) получено доизвлечение золота по экспериментальной схеме 0.44 мг/кг, а из контрольной пробы – только 0.19 мг/кг.
Таким образом, при подтверждении относительно высоких содержаний золота в штабелях (картах) выщелоченной руды порядка 0.65-1.2г/т (среднее 0.93 г/т), даже при ее додрабливании и переукладке, вторичная переработка по предлагаемой активационной технологии КВ может быть экономически целесообразной.
Эксперименты по выщелачиванию золота из навесок проб руды производились в следующем порядке. Усредненная проба руды из приемного бункера ДСК-1 общим весом 12 кг была отдана на дробление до класса – 10 мм в лабораторию SGS-восток лимитед (г.Чита), после которого рудный материал был расситован и взвешен (по фракциям). Как отмечалось выше, входной анализ показал низкие содержания по отобранным из навала пробам всех типов Амазарканских руд (0.5-0.65 г/т). Пофракционный пробирно-атомноабсорбционный анализ расситованного материала подтвердил низкое среднее содержание в них золота – среднее 0.53 г/т. При этом в мелкой фракции (-5 мм), выход которой составил 1.4% отмечается концентрация сульфидно-кварцевых агрегатов и, соответственно, золота (0.93 г/т), при том, что во фракции +5-10 содержание золота составило 0.48 г т (выход 72.3%), а во фракции +10 мм-0.57 г/т.
(Окончание в следующем номере)
По своей сущности процесс кучного выщелачивания близок к процессу выщелачивания просачиванием. Он заключается в том, что руда, уложенная в виде штабеля (кучи) на специальном водонепроницаемом основании (площадке) орошается сверху цианистым раствором. При медленном просачивании раствора через слой руды происходит выщелачивание золота и серебра. Стекающий снизу раствор идет на осаждение благородных металлов.
Как и выщелачивание просачиванием, кучное выщелачивание пригодно для переработки пористых проницаемых для цианистого раствора руд, а также таких руд, в которых сконцентрировано, в основном, на внутренней поверхности трещин и потому доступно действию цианистого раствора. в руде должно быть достаточно мелкое.
Обычно кучному выщелачиванию подвергают руду после дробления до крупности 5-20 мм. Однако иногда выщелачивают и не дробленую руду с размером кусков до 100 мм и более. Присутствие глинистых веществ снижает проницаемость кучи, замедляет выщелачивание и уменьшает извлечение золота. В таких случаях рекомендуется предварительно окомковать руду с небольшой добавкой цемента, цианида и щелочи.
Кучное выщелачивание проводят на открытом воздухе на специально подготовленных площадках. Для придания площадке водонепроницаемых свойств ее покрывают слоем бетона, асфальта или утрамбованной глины.
Иногда для этой цели используют пленки из синтетических материалов. Чтобы облегчить сток растворов, площадке обычно придают небольшой уклон (2-4°).
На подготовленной площадке проводят отсыпку кучи. Эта операция - наиболее ответственная часть всей технологии. Отсыпку следует выполнять таким образом, чтобы руда в куче лежала однородной (без каналов), рыхлой и проницаемой для цианистых растворов массой. Обычно отсыпку ведут фронтальными погрузчиками или бульдозерами. Наиболее распространенная форма кучи - четырехугольная усеченная пирамида. Высота куч изменяется от 3 до 10-15 м, а вместимость по руде может достигать 100-200 тыс. т.
Кучи орошают цианистым раствором с помощью специальных разбрызгивающих устройств (форсунок), установленных над ними. Скорость подачи раствора зависит от характера руды и может изменяться в широких пределах - от 0,15 до 3 м ³ раствора на 1 м ² поверхности кучи в сутки. Концентрация цианистого раствора 0,05 - 0,1 % NaCN, рН 10-11. В качестве защитной щелочи иногда применяют едкий натр, так как известь вызывает частое забивание разбрызгивателей.
Золотосодержащий раствор, вытекающий из основания кучи, стекает в облицованные пластиком дренажные канавки, проложенные рядом с кучей вдоль ее длинных сторон, и по ним отводится в пруд-сборник. Осаждение благородных металлов обычно осуществляют, сорбируя их активным углем. Обезличенный раствор подкрепляют по цианиду и щелочи и возвращают на выщелачивание.
По окончании кучного выщелачивания золота кучу орошают водой для отмывки растворенного золота, и после дренирования промывного раствора выщелоченную руду транспортируют в отвал. Длительность всего цикла обработки, включая отсыпку кучи, орошение цианистым раствором, промывку водой, дренирование промывного раствора и разгрузку, составляет в среднем 30-90 сут. Извлечение золота и серебра обычно не превышает 50-70 %.
Процесс кучного выщелачивания отличается простотой технологии, весьма низкими капитальными и эксплуатационными затратами. Вместе с тем извлечение золота и серебра этим методом невысокое. С учетом этих факторов кучное выщелачивание применяют для переработки бедного сырья, содержащего 1-2 г/т золота, - забалансовых руд, вскрышных пород, старых отвалов золотоизвлекательных предприятий и т. д. Применение кучного выщелачивания экономически эффективно также для отработки относительно богатых, но не больших по запасам месторождений, для которых нецелесообразно строительство золотоизвлекательных фабрик.
С начала 70-х годов установки для кучного выщелачивания получили широкое распространение за рубежом и особенно в США. Это обусловлено тем, что в связи с повышением цен на в эксплуатацию стали вовлекать бедное сырье и небольшие по запасам месторождения, для которых кучное выщелачивание золота — наиболее рентабельный способ переработки.
Вы читаете, статья на тему кучное выщелачивание золота