CC BY
43
А__________
------------------------------ © В.М. Лизункин, Е.В. Казанов,
2007
УДК 622. 234/42
В.М. Лизункин, Е.В. Казанов
ИНТЕНСИФИКАЦИЯ КУЧНОГО ВЫЩЕЛАЧИВАНИЯ ЗОЛОТОСОДЕРЖАЩИХ РУД ДЕЛЬМАЧИКСКОГО МЕСТОРОЖДЕНИЯ НА ОСНОВЕ ПРЕДВАРИТЕЛЬНОЙ РУДОПОДГОТОВКИ
Опыт промышленной отработки Дельмачикского месторождения показал целесообразность переработки данных руд технологией кучного выщелачивания (КВ). Однако полученные технико-экономические показатели существенно ниже проектных. Причинами относительно невысокого извлечения (на 30 % меньше проектных) является присутствие в рудной массе глинистослюдистых минералов, склонных к набуханию, и шламов класса -0,1 мм (до 10 %), что снижает фильтрацию цианистых растворов через штабель руды и степень извлечения золота в раствор. Кроме того, уменьшение извлечения обусловлено уплотнением рудного материала в штабеле при формировании последнего бульдозером. Одной из причин невысокого извлечения является недостаток кислорода, так как он поступает внутрь штабеля с воздухом, растворенным в циркулирующих оборотных растворах, что недостаточно для интенсивного протекания химической реакции. Снижение извлечения золота обусловлено также низкой степенью вскрытия золота из крепких слабоокисленных руд нижележащих горизонтов.
Следствием всего этого стало увеличение общего времени выщелачивания и снижение производительности труда.
В результате анализа перспективных способов интенсификации КВ установлено, что для руд Дельмачикского месторождения наиболее приемлемыми являются: предварительное окомкование со связующим, более мелкое дробление, использование предварительной цианидной подготовки руды, орошение штабеля насыще-ными кислородом растворами. В связи с отсутствием рекомендаций по применению этих способов для условий данного месторождения были проведены лабораторные исследования процесса КВ с целью определения оптимальных режимов и параметров.
Исследования проведены по общепринятой методике. Через руду, дробленую до необходимого класса крупности, загруженную в фильтрационную колонку из пластика высотой 2 м и диаметром 0,1^0,2 м, пропускали воду или цианистые растворы заданной концентрации. Поступающие продуктивные растворы анализировались на содержание золота атомно-абсорбционным методом. После завершения процесса выщелачивания полученные хвосты также анализировались на содержание золота. По окончании опыта составлялся баланс по золоту в продуктивных растворах, промывных водах и в хвостах выщелачивания.
Лабораторные исследования способа интенсификации технологии КВ золота за счет окомкования с цементом проводились на руде крупностью -20 мм с содержанием золота 2,3^4 г/т, добытой с верхних горизонтов карьера. Эксперименты были проведены с различным расходом цемента (без цемента, 1 кг/т, 3 кг/т и 5 кг/т). В результате установлено, что максимальная скорость фильтрации достигается при добавке цемента из расчета 3 кг/т руды независимо от продолжительности выщелачивания. С увеличением и уменьшением расхода связующего скорость фильтрации снижается, что можно объяснить в первом случае (5 кг/т) снижением проницаемости руды из-за возрастания ее плотности. Во втором случае (1 кг/т) выщелачиваемый материал имеет недостаточную прочность для связывания глины и шламов, что приводило к их высвобождению.
За время выщелачивания (40 суток) из окомкованной руды в продуктивный раствор извлеклось 79^85 % золота, без добавки цемента - 73 %. Причем максимальное извлечение наблюдается при 3 кг/т, меньше при 5 кг/т, минимальное имеет место при 1 кг/т.
При исследовании процесса выщелачивания глинистых слабо-окисленных крепких руд, добытых с глубоких горизонтов, фактическое извлечение золота не превышало 60 %. Было отмечено, что на кусках руды отсутствовали чистые поверхности скола. На внешний вид это были куски, механически экранированные с поверхности плотным слоем шламовых классов, влияние которых на процесс выщелачивания не было выяснено. Попытки увеличения расхода цианида натрия (1,05 кг/т, 1,17 кг/т, 1,91 кг/т) не привели к значительному увеличению извлечения золота (54,2 %), а только интенсифицировали процесс в первые 10^15 суток.
Полученные результаты можно объяснить тем, что с глубиной степень окисленности руд снижается, уменьшается содержание полезного компонента и увеличивается крепость руды. В этой связи были проведены эксперименты по выщелачива-нию руды крупностью -10 мм и -5 мм. Окомкование руды проводили с расходом цемента 3 кг/т руды и 8^12 % воды. Концентрация цианида натрия в циркулирующих растворах, направляемых на орошение руды, изменялась от 1 до 2 г/л при расходе последнего 1 кг/т. Продолжительность выщелачивания составляла не менее 60 суток.
Максимальная степень извлечения (78 %) получена при выщелачивании руды класса -10 мм. Из руды, дробленой до -5 мм при остальных одинаковых условиях, степень извлечения золота оказалась ниже (66,1 %), что можно объяснить внутри диффузионным торможением реагента шламовой пленкой на ее поверхности, а также сорбцией золотоцианистого комплекса на рудном материале.
Как уже было отмечено, в процессе проведения экспериментов было обращено внимание на то, что руда, подготовленная к выщелачиванию, и выстоявшая порядка 1,5^2 месяцев в весенне-летнее время отличается от руды, которая выщелачивалась не позднее 12 суток со времени ее добычи, включая транспортировку и рудопод-готовку - имеет видимые поверхности скола для всех классов крупности. В связи с этим руду условно разделили на два вида: «лежалую» и «свежедробленую» и провели эксперименты по выщелачиванию в одинаковых условиях.
Экспериментально установлено, что при скоростном режиме выщелачивания (10^15 суток) обнаженные участки рудной поверхности не успевают покрыться плотной пленкой из шламовой фракции. В результате улучшается как доставка реагентов к металлу,
так и отвод продуктов реакции, то есть увеличивается скорость растворения золота.
Отсюда следует, что для интенсификации КВ с целью сокращения времени выщелачивания и увеличения извлечения золота цианид натрия лучше вводить при дроблении или на стадии оком-кования руды, так как он сразу начинает реагировать с золотом. Контролируя влажность руды, и вводя соответствующее количество цианида натрия в раствор, используемый для окомкования, можно добиться высокой концентрации реагента во влаге руды, следовательно, высокой скорости растворения золота. Выстаивание руды, окомкованной с цианидом натрия, желательно довести до стадии, когда основная масса золота прореагирует и перейдет в золотоцианистый комплекс до начала орошения штабеля. В последнем случае выщелачивание золота из руды сводится фактически к вымыванию золотоцианистого комплекса из штабеля, что также сократит общий цикл переработки. Кроме того, скорость растворения оставшегося золота можно повысить за счет увеличения количества кислорода в растворителе.
Для оценки процесса предварительной рудоподготовки растворами цианида натрия высокой концентрации были проведены опыты по выщелачиванию «свежедробленой» и «лежалой» руды крупностью -20 и -10 мм. При окомковании руды увлажнение производили раствором цианида натрия с расходом 0,5 кг/т. Объем раствора приготавливался из расчета получения влажности руды 8^12 %. Окомкованный материал засыпали в колонку и выстаивали в течение 4^8 суток. Во влаге окомкованной руды создавалась концентрация цианида натрия 8^22 г/л, то есть во много раз превышающая концентрацию цианида натрия при классической технологии КВ (1 г/л).
Выщелачивание предварительно подготовленной руды осуществляли в «поршневом» режиме орошения при насыщении циркулирующих растворов кислородом до концентрации 33^38 мг/л. Опыты прекращали при достижении удельного извлечения золота порядка 1 мг/т.
Характер выщелачивания золота из предварительно подготовленной с растворами цианида натрия высокой концентрации, «лежалой» и свежедробленой рудой с расходом реагента 0,5 кг/т показан на рис. 1, из которого видно, что извлечение золота из свежедробленой руды крупностью -20 мм больше (38 %) чем из «лежа-
лой» (24,9 %). При этом дробление руды до класса -10 мм повышает степень извлечения золота более чем на 10 % как при выщелачивании «лежалого», так и свежедробленого материала. Однако извлечение золота из свежедробленой
259
руды через 25 суток составило - 55,7 %, а из «лежалой» - 48,2 %. В целом наиболее интенсивное выщелачивание при такой технологии наблюдалось в первые 8^12 суток.
Повышение расхода цианида натрия на предварительную ру-доподготовку с 0,5 до 1,0 кг/т увеличило извлечение золота на 20^25 % (рис. 2). При этом извлечение на уровне 78 % достигнуто за относительно короткий период выщелачивания (24 сут.), что практически в 2 раза меньше продолжительности выщелачивания руды при обычной технологии КВ.
Дальнейшее повышение извлечения золота может быть осуществлено за счет уменьшения возможного влияния сорбции золотоцианистого комплекса на дробленой руде. Исследования проведены на руде крупностью -3,75 и -1 мм путем орошения ее раствором с концентрацией золота 5 мг/л.
Опыты продолжались в течение 10 суток. Количество золота, сорбированное рудой, определяли с учетом количества металла, внесенного в колонку циркулирующими растворами. Результаты исследований подтверждают наличие процесса сорбции золотоцианистого комплекса на руде, которая зависит от крупности материала, числа циклов орошения и содержания золота в продуктивных растворах.
При предварительной обработке и выстаивании руды с растворами цианида натрия высокой концентрации имеет место этот же процесс, обусловленный появлением высоких концентраций золотоцианистого комплекса во влаге руды. В этой связи были проведены исследования по установлению влияния влажности руды крупностью -10 мм на динамику выщелачивания при окомковании с постоянным расходом цианида натрия (1кг/т) и временем выстаивания 6 суток.
Анализ полученных результатов показал, что при окомковании руды с влажностью 10^12 % концентрация цианида натрия во влаге окомкованного рудного материала составила 8^10 г/л, а извлечение золота достигло 60^70 %. При влажности 3^4 % концентрация циани-
да натрия во влаге рудного материала достигала 20^23 г/л. При этом в продуктивных растворах зафиксирована невысокая концентрация золота, т.к. золотоцианистый комплекс сорбировался на рудном материале. В результате извлечение металла уменьшилось более чем на 10 %.
При влажности руды 6^8 % концентрация цианида натрия во влаге составила 14^17 г/л. При выщелачивании руды,
окомкованной с такой влажностью, достигли наибольшего извлечения золота в продуктивные растворы - 84,2 %. Максимальная концентрация полезного компонента в растворах составила 20,8 мг/л.
На основе полученных результатов разработана технологическая схема КВ из руд месторождения «Дельмачик» (рис. 3), которая позволяет за счет дробления руды до крупности -10 мм, окомкова-ния с расходом цемента 3 кг/т, увлажнения до 8-10 % раствором цианида натрия с расходом реагента 1,0 кг/т, формирования штабеля системой конвейеров, выстаивания штабеля до начала орошения не менее пяти суток увеличить извлечение золота в раствор до 80^84%, сократить в 1,5^2 раза время выщелачивания.
Укрупненными расчетами установлено, что для внедрения разработанной технологической схемы КВ на месторождении «Дельмачик» потребуются капитальные вложения в размере 27807 тыс. рублей. Однако использование разработанной схемы на Дель-мачикском месторождении даст дополнительную чистую прибыль в размере 6614,15 тыс. руб. в год (44,0943 р/т) при сроке окупаемости капитальных вложений - 3,6 года и рентабельности данного мероприятия - 28,07 %.
— Коротко об авторах -------------------------------------------------
Лизункин В.М. - заведующий кафедрой «Подземная разработка месторождений полезных ископаемых», Читинского государственного университета; заведующий горной группой Института природных ресурсов, экологии и криологии СО РАН (г. Чита), доктор технических наук, профессор,
Казанов Е.В. - научный сотрудник Читинского государственного университета, кандидат технических наук.
