CC BY
433
© Б.Д. Халезов, Н.А. Ватолин, В.А. Неживых, А.Ю. Тверяков,
2002
УДК 622.775
Б.Д. Халезов, Н.А. Ватолин, В.А. Неживых, А.Ю. Тверяков
КУЧНОЕ ВЫЩЕЛАЧИВАНИЕ МЕДИ НА КОУНРАДСКОМ РУДНИКЕ
Н
а Коунрадском руднике вначале был построен небольшой опытно-промыш-ленный участок кучного выщелачивания меди из бедных окисленных руд (рис. 1).
Отвал расположен на естественной площадке с уклоном 1 в юго-восточном направлении. Верхний слой площадки мощностью 0.5-3 м представлен песчаноглинистым элювием с коэффициентом фильтрации 0.07 м/сутки. Глубже идут коренные породы -гранодиориты, в которых с помощью буровзрывных работ построены сборные прудки ёмкостью по 1.5-2 тыс. м3. Прудки глубиной 6 м для сбора продукционных растворов сделаны с юго-восточной стороны отвала и опоясывают его, подобно дренажной канаве.
Длина отвала с запада на восток 700 м, высота от 15 до 20 м, ширина по верхней части отвала от 10 до 45 м. Максимальная
Рис. 1. Схема участка кучного выщелачивания на Коунрадском руднике: 1-3 - блоки руды; 4 -трубопроводы; 5 - прудки для сбора растворов; 6 - насосы; 7 -прудки на отвале; 8 - пруд хвостовых растворов; 9 - тельфер; 10
- цементатор; 11 - сгуститель ; 12
- чаны-отстойники; 13 - бассейн свежей воды; 14 - склад кислоты; 15 - ж/д путь.
о наблюдательные скважины;
* - точки микробиологического
опробывания
крупность руды в отвале достигает 1-1.5 м и в среднем составляет 300-400 мм, Угол откоса отвала 35-370 с южной стороны и 42-450 с северной стороны.
Медь представлена на 77% оксидами, на 12% вторичными сульфидами и на 11% первичными сульфидами. Основные медные материалы - малахит, азурит реже брошантит, хризоколла, халькозин, халькантит и ковеллин. Из других рудных минералов следует особо отметить гидроксиды железа (гидрогетит FеО(ОН)•2Н2О, гетит FеО(ОН)), которые при низком рН растворяются, Fе3+ переходит в раствор. Содержание меди 0.431%.
Породообразующие минералы
- кварц (55-60%) и серицит (3540%) разбиты многочисленными трещинами и являются инертными по отношению к слабым сернокислым растворам. Структура руд радиально-лучистые, гранобла-стические и скрытокристаллические, текстуры корковые и про-жилковые, что способствует про-
никновению растворов в глубь кусков руды и улучшению контакта с полезными минералами.
В процессе выщелачивания руды декрипитируют, но не теряют фильтрационных свойств, что способствуют естественной аэрации отвалов, развитию микробиологических процессов.
Отвал разделен на 4 блока, в каждом блоке около 90 тыс. т руды. Блоки вводили в эксплуатацию последовательно с интервалом в 1 год. На третий год работы под орошением находилось три блока. Технологическую схему можно представить следующим образом. Выщелачивающие растворы с концентрацией серной кислоты 2-3 г/л подавали на блок №1, находящийся в эксплуатации третий год. Полученные растворы собирали в прудке-отстойнике, подкрепляли серной кислотой до 4 г/ли подавали на блок №2, эксплуатируемый второй год. Далее полученные растворы подкрепляли кислотой до 5-6 г/л и подавали на блок №3 свежей руды, введенный в эксплуатацию первый год. Растворы, полученные от блока №3, направляли на цементацию. После цементации и отстаивания цементной меди хвостовые растворы собирали в прудке, подкрепляли серной кислотой до 2-3 г/л и возвращали на выщелачивание блока №1.
Осуществление описанной схемы позволило постоянно поддерживать в продуктивных рас-
творах содержание меди 1.5-2 г/л, увеличить в три раза количество выщелачиваемой руды без увеличения количества выщелачивающих растворов и соответственно без увеличения числа цементато-ров для переработки продуктивных растворов. При этом производство меди было увеличено примерно в 2.5-3 раза. Паузу в орошении изменяли в довольно узких пределах - 2-3 сут. Плотность орошения поддерживали в пределах 40-50 л на 1 т руды.
После трех лет работы участка начали орошать очередной (четвертый) блок свежей руды , а блок №1 использовали как очистное сооружение. Растворы после цементации при рН 2-3 без подкисления подавали на выщелаченный блок руды (№1), проходя через который от 50 до 90% железа и других примесей осаждалось в теле отвала. Затем очищенные растворы подкисляли кислотой и направляли на выщелачивание. Установлено, что без такой очистки растворов интенсивность извлечения меди из руды снижается не менее, чем на 10-15%, т.к. растворы в результате многократного оборота обогащаются до 10-15 г/л железом и другими примесями, которые, частично осаждаясь на руде выщелачиваемых блоков, экранируют поверхность медных минералов.
За три сезона выщелачивания (сезон выщелачивания составляет 180 суток в году) извлечение меди достигло >75%, причем из каждого блока извлекалось меди в первый год 30-35%, во второй - 2025% и в третий - 10-15%. Целесообразность более полного извлечения меди диктуется экономикой. Так, за четвертый сезон извлекается из блока руды дополнительно не более 5-10% меди. Скорость просачивания растворов через руду зависит от ее крупности и изменяется в течение 3-4 лет от 0.51.2 мч-1 до 0.2-0.8 мч-1. Для условий Коунрадского рудника ре-
комендуется скорость просачивания растворов поддерживать 0.40.6 мч-1, т.к. при большей скорости трудно создавать "зеркало" растворов в прудках. Так, например, блоки с повышенной скоростью просачивания орошали не наливом растворов в прудки, а разбрызгиванием через перфорированные шланги, что в условиях Коун-радского рудника удорожало процесс и ухудшало равномерность смачивания руды в отвале.
Расход кислоты при выщелачивании составил 2.2 т/т меди. Извлекали медь в барабанных це-ментаторах, извлечение 95%.
Осадок цементационной меди отделяли от раствора в кислотостойком сгустителе диаметром 12 м. При скорости осаждения самых тонких частиц меди (~ 10 мм), равной 0.72 мч-1, производительность сгустителя по раствору составили: Q = 113х0.72х0.8 = 65 м3 ч-1, 113-площадь сгустителя, м2; 0.72-
скорость оседания частиц, мч-1; 0.8
- коэффициент использования площади сгущения. В действительности количество растворов, поступающих в сгуститель, достигало 80 мч-1, что приводило в отдельные периоды к потере со сливом до 8% меди.
Осадок меди при Т:Ж = 1:5 удаляли из сгустителя самотеком три раза в сутки и отставали до влажности 40-50% в чанах-отстойниках. Полученный влажный осадок гранулировали совместно с флотационным концентратом и отправляли в плавку. Содержание меди в товарном цементационном осадке составляло 86.5%, из которых третья часть меди находится в виде окислов, образующихся в процессе обезвоживания и перевозки осадка.
Особой задачей было определить потери растворов на испарение и на просачивание в грунт. Для этого учитывали количество свежей воды, поступающей на выщелачивание, количество воды, испарившейся из прудков на поверхности отвала, прудков-
сборников растворов, из сгустителя и других открытых поверхностей.
По данным метеоролической службы за 5 лет работы участка испарилось 1332.7 ммм-2 влаги с открытой поверхности. Зная общую площадь испарения, рассчитали, что потери воды на испарение составили 67.35 тыс. м3. Поступило на технологические нужды за этот период 113.7 тыс. м3 свежей воды, а выведено технологических растворов из схемы в пусконаладочный период 33.5 тыс. м3. В результате баланса растворов получаем: 113.7 тыс. м3 -67.35 тыс. м3 - 33.5 тыс. м3 = 4.85 тыс. м3.
Таким образом, баланс между поступлением и расходом воды отличается всего на 4.85 тыс.м3 (4.3%), что объясняется неточностью учета растворов. Из приведенных данных следует, что потери воды на испарение в условиях северного Казахстана на участке кучного выщелачивания зависят от количества технологических растворов, циркулирующих ежесуточно в схеме, и составляют:
67000x100
------------= 4%,
2000х180х5
где 67000 - количество испарившейся воды на участке за 5 лет, м3; 2000 - количество растворов, циркулирующих в схеме, м3/сут.; 180 - продолжительность рабочего сезона в году, сут.; 5 - продолжительность эксплуатации участка, лет.
Полученные данные были использованы при разработке проекта расширения кучного выщелачивания на руднике до промышленных масштабов.
Для контроля утечки растворов пробурили 26 скважин вблизи отвала, а также в направлении движения грунтовых вод. Вода в скважинах постоянно имела рН = 7.1-8.0, наличие меди в скважинах не обнаружили. Дважды в течение
5 лет составляли материальный баланс между количеством полу-
Таблица 1
СЕБЕСТОИМОСТЬ 1 Т МЕДИ В ЦЕМЕНТАЦИОННОЙ МЕДИ (РУБ.)
Статьи затрат Г оды эксплуатации участка
1 2 3 4 5
Реагенты 61.99 101.85 67.31 109.3 70.3
Энергетические затраты Основная заработная плата произ- 66.06 87.4 17.02 9.53 16.3
водственных рабочих Дополнительная заработная плата 74.55 87.5 82.59 95.56 88.5
производственных рабочих 5.95 5.95 6.42 7.6 7.1
Отчисление на соц. страхование 5.87 5.87 6.33 7.6 6.2
Амортизация 36.7 80.7 135.53 75.5 99.9
Цеховые расходы 119.81 123.60 91.14 100.67 47.3
Цеховая себестоимость 370.93 492.87 406.34 405.76 335.6
ченной товарной меди и остаточным содержанием ее в отвале. Руду в отвале опробовали бурением скважин с отбором керна. Количество полученной меди и остаточное содержание ее в отвалах соответствовало исходному количеству меди в руде. Это ещё раз подтвердило, что технологические растворы в грунт не теряются.
Максимальная численность бактерий Т. ferrooxidans 7х105 -1.3х106 кл/мл наблюдается в растворах, вытекающих из-под отвала (при содержании их в орошающих растворах 102-103 кл/мл). Из этого следует, что условия внутри отвала благоприятны для развития и роста этих микроорганизмов.
В конце сезона выщелачивания
(в ноябре) на установке было проведено бурение отвала колонковым способом. Бурение осуществляли без подачи воды, что позволило отобрать более представительные пробы для микробиологического анализа. Анализ проб, отобранных с интервалом 1-2 м, показал присутствие микроорганизмов только в верхней части отвала (6-8 м), что связано, по-видимому, с достаточно интенсивным орошением этой части отвала. Об этом свидетельствует анализ пробы скважины, пробуренной в части отвала, не подвергающейся активному орошению (рис. 2, скв. 13). Микроорганизмы присутствуют здесь только до 4 м. Концентрация бактериальных клеток в растворах, вытекающих из-под
этих участков в соответствующих точках у основания отвала. Таким образом, по анализу
микрофлоры растворов, вытекающих из-под отвала, можно судить о количестве и видовом составе микроорганизмов внутри отвала.
Опыт эксплуатации показал, что производство меди выщелачиванием из подобных руд даже при небольших масштабах рентабельно, а себестоимость меди в 1.5 раза ниже, чем при традиционной переработке богатых руд данного месторождения.
За пять лет наладочных работ и испытаний получено 1312 т меди в цементационном осадке. На 1 т меди расходуется: серной кислоты - 2.1-2.4 т; скрапа - 2.2т; воды
- 76.7 м3.
Капитальные вложения - 600 тыс. руб., численность трудящихся
- 18 человек.
Себестоимость 1 т меди в цементационном осадке по данным комбината находится в пределах 335-492 (табл. 1) и в среднем составила 402 руб/т при производстве 120-330 т меди в год. При последующей переработке цементационной меди в металлургическом цикле комбината себестоимость черновой меди составила 450 руб/т. Стоимость полученной черновой меди с учетом извлечения: 1312х0.985х830 руб/т = 1.072 млн руб. Затраты: 1312х0.985х450 = 0.582млн руб Прибыль: 1.072-0.582 = 0.49 млн руб.
На участке КВ в процессе испытаний подтверждены данные лабораторных и полупромышленных исследований, установлена возможность выщелачивания старо-годних отвалов на месте их складирования без перевалки на специаль-
но подготовленные площадки без утечки технологических растворов, обучен производственный персонал и т. д.
На основании опыта эксплоа-тации опытно-промышленного участка разработаны предложения, выданы исходные данные и технологический регламент на создание промышленного участка выщелачивания отвалов 5, 6, 7, 9, 10, содержащих более 163 тысячи т меди. Комбинатом выполнен проект, осуществлено строительство и начата промышленная экс-плоатация.
С целью подготовки к промышленной реализации КВ было проведено опробование двух групп "восточных отвалов" № 9, 10 и №
6, 7.
Отвалы отсыпаны железнодорожным транспортом плужным способом. По поверхности отвалов были пройдены траншеи вкрест
Таблица 2
СРЕДНИЙ ХИМИЧЕСКИЙ
Отобранные пробы руды представлены слабо измененными вторичными кварцитами по эффузивным порфирам и, преимущественно, вторичными кварцитами по гранодиорит-порфирам. Реже встречаются гранодиорит-
порфиры. Вторичные кварциты по гранодиорит-порфирам представлены плотными ожелезненными породами с ясно выраженной реликтовой порфировой структурой, крупными выделениями кварца, нацело серитизированного плагиоклаза и вкраплениями темноцветных минералов - хлорита и эпидота. Акцессорные минералы -апатит и циркон. Каолинизация незначительна. Интенсивно развиты гидроксиды железа, пропитывающие отдельные участки породы и приуроченные к скоплениям серицита.
Текстуры руд - корковые, прожилково-вкрапленные, колло-
чае он отлагается в промежутках между зернами кварца и других минералов, образует точечные реликты внутри гидроксидов железа. Халькопирит образует самостоятельные вкрапления в породе в ассоциации с пиритом, в сростках с ним, иногда приурочен к трещинам в породе. Выделения халькопирита замещаются агрегатами халькозина и ковеллина. Халькопирит образует также довольно многочисленные включения в пирите размером от 0.002-0.003 до 0.015 мм, образуя самостоятельные выделения или сростки с борнитом и пирротином. Халькозин и ковеллин (Си^, С^) псевдо-морфно замещают сплошным агрегатом самостоятельные выделения халькопирита. Ковеллин замещает по периферии зерна пирита и борнита. Пирит (FеS2) образует довольно равномерную рассеянную вкрапленность или про-
СОСТАВ ЗАБАЛАНСОВЫХ РУД ОТВАЛОВ 6, 7 И 9, 10
простирания слоев отвалообразо-вания, расстояние между траншеями 50-100 м, интервал отбора проб по траншее 5 м. Масса частных проб 5-6 кг. Пробы отбирали по дну и стенкам траншеи пунктирной бороздой. Результаты анализов проб обработаны методами математической статистики и свидетельствуют о надежности проведенного опробования (относительная погрешность не превышает 10%). Применимость данного метода опробования подтверждается также ранее проведенным опробованием отвала опытнопромышленной установки. Установлено, что содержание меди в отвалах 9, 10 составляет 0.32% (в оксидной форме - 45.8%), в отвалах 6 и 7 соответственно 0.18 и 0.14% (в оксидной форме 44.6%).
морфные, микроструктуры - каемочные.
Структуры руд - радиальнолучистые, концентрически зональные, гранобластовые.
Образцы руды отвалов 9, 10, отобранные от технологической пробы, представлены следующими минералами, %: малахит, азурит -0.15; ковеллин, халькозин - 0.2; халькопирит - 0.1; энаргит, борнит, блеклая руда, пирротин, галенит, молибденит, апатит, сфен - единичные зерна, пирит - 2.5; гидроксиды железа, магнетит, гематит - 2.2; рутил - 0.5; кварц - 56.0; серицит с примесью каолинита, хлорита, биотита - 39.0; андалузит - 6.0; барит -1.8.
Малахит встречается в виде пленок, корочек, примазок по стенкам трещин, но чаще пропитывает породу. В последнем слу-
жилковые агрегаты. Размеры зерен 0.08-0.5 мм. В прожилках пирит довольно трещиноватый, зерна его образуют цепочкообразные агрегаты с выделениями размером от 0.005-0.008 до 0.1-0.2 мм.
Гидроксиды железа представлены смесями гетита и гидрогети-та, образуют тонкие выделения, окаймляющие нерудные минералы. Химический состав руды представлен в табл. 2.
По результатам изучения вещественного состава руд можно сделать следующие выводы: а)
содержание меди 0.14-0.32% экономически приемлемо для кучного выщелачивания; количество меди
Рис. 2. Вертикальное распределение бактерий П. ferrooxidans в толще отвала в конце второго сезона выщелачивания
Наименование SiO2 ТІО2 АІ2О3 FeO Fe2Oз МпО MgO СаО №20 S Р2О5
Массовая доля, % 74.42 0.32 12.49 2.83 1.68 0.03 0.32 0.12 0.23 1.48 0.1
Рис. 3. Зависимость извлечения меди и удельного расхода кислоты от продолжительности выщелачивания забалансовой окисленной руды отва-«НЕДЕЛЯ ГОРНЯКА-2002» СЕМИНАР № 15
+400 мм (7%), имеется также незначительное количество мелких фракций -2+0 мм (9%), повышенное количество которых могло бы затруднить процесс перколя-ции.
Таким образом, по всем признакам отвальные окисленные забалансовые руды Коунрадского рудника являются благоприятными для кучного выщелачивания.
Контрольные испытания по выщелачиванию были проведены на технологических пробах, которые по содержанию меди и степени окислен-
в оксидной форме достаточно высокое - 44.6-45.8% от общего ее содержания в руде, что предопределяет интенсивное выщелачивание; прожилково-вкрапленная текстура руд благоприятна для проникновения растворов вглубь куска руды, что способствует массо-обмену между жидкостью и твердым; минеральный состав вмещающих пород - это вторичные кварциты, которые инертны к воздействию кислых растворов; большое развитие кислоторастворимых трехвалентных форм железа в руде способствует переходу их в раствор и, как следствие, приводит к увеличению интенсивности окисления сульфидных форм меди; по химическому составу руда является высокосиликатной с незначительным содержанием оснований (сумма СаО, МgО, №2О не превышает 0.67%), что не повлечет повышенного расхода кислоты при выщелачивании; в руде преобладают средние фракции -400+2 мм (84%) наиболее благоприятные для выщелачивания, и находится незначительное количество крупных фракций
ности были ниже тех величин, которые были установлены при опробовании отвальных руд Коунрадского рудника. Проба из отвалов 9, 10 содержала меди 0.20%, в которой 25% меди в оксидной форме, 60% - во вторичных сульфидах и 15% - в первичных сульфидах, проба из отвалов 6, 7 соответственно - 0.13%, 38.46%. 30.77% и 30.77%.
В процессе выщелачивания приняли следующие оптимальные режимы: концентрацию серной
кислоты в технологических растворах уменьшали с 10 до 1-2 гдм-3, плотность орошения - от 50 до 40 дм3 на 1 т руды, паузу между орошениями увеличивали от 3
до 7 суток. Результаты представлены на рис. 3, 4, которые подтвердили ранее полученные данные.
Средняя интенсивность выщелачивания меди составила более
0.1% в сутки при расходе серной кислоты 3.-4.5 т, а железного скрапа 2.2 т на получение 1 т меди. При этом показана возможность без снижения интенсивности выщелачивания уменьшить расход кислоты на конечных стадиях выщелачивания в 4-4.5 раза за счет применения микроорганизмов
(рис. 3). Полученные данные были использованы при выполнении комбинатом проекта первой очереди участка кучного выщелачивания двух блоков на отвалах 9, 10.
При выполнении проекта использованы все сооружения и оборудование опытно-промышленной установки: склад серной
кислоты с подъездными железнодорожными путями, прудки для сбора растворов, насосы, сгуститель; 2 цементатора, коммуникации.
Для организации кучного выщелачивания необходимо было изучить ряд природных условий, оказывающих существенное влияние на принятие технических решений при строительстве и эксплуатации участка. Так среднегодовая температура в данном районе - 278.3 К, самая жаркая - 315 К, самая холодная - 231 К. Продолжительность безморозного периода 163 суток. Глубина промерзания грунтов 239 см. Среднегодовое количество осадков 195 мм, в теплый период 54-59 мм. Расход влаги 1000-1200 мм в год. Среднегодовая скорость ветра 5.2 мс-1. Таким образом, максимально возможная продолжительность выщелачивания составляет не более
6 мес. в году. Глубина промерзания отвала 2 м, что предопределяет получение растворов выщелачивания с низкими температурами в весенний период эксплуатации,
а, следовательно, и обуславливает пониженную активность микроор-
Рис. 5. Схема цепи аппаратов промышленного участка кучного выщелачивания Коунрадского рудника: 1, 3, 5, 6, 12, 15, 16 -прудки-накопители, 17 - прудки оросительные, 2,4 - блоки руды, 7
- цементаторы, 8 - зумпф, 9 - сгуститель, 10 - горизонтальные отстойники, 11 - прудки для сушки меди, 13 - насосы, 14 - блок обезмеженной руды
ганизмов при окислении сульфидов. Значительное повышение количества испаряющейся влаги над поступлением ее с атмосферными осадками создает необходимость постоянно «подпитывать» технологическую схему водой. По данным опытно-промышленных испытаний количество свежей воды для восполнения потерь на испарение составило 4% от количества растворов, находящихся в обороте технологической схемы. Перед практическим осуществлением технологии была предварительно изучена гидрогеология района расположения отвалов. Знание вопросов гидрогеологии позволяет оценить возможность утечки технологических растворов и осуществить мероприятия по предотвращению их потерь. Некоторые аспекты этого вопроса изложены. Поток подземных вод в районе выщелачиваемых блоков руды в основном совпадает с рельефом местности и направлен на юго-восток с градиентом уклона 0.01. Знание этих вопросов обусловило место расположения прудков-сборников технологических растворов.
Первая очередь участка кучного выщелачивания состоит из двух блоков руды с массой около 2 млн т. Поверхность отвала спланирована бульдозером и разделена на 128 поливочных прудков с общей площадью орошения 68 тыс. м2. Размеры прудков 25х25 м.
Схема цепи аппаратов участка выщелачивания представлена на
рисунке 5. Схема расположения
отвалов - на рис. 6.
Оборотные растворы из прудка-накопителя (1) подают на первый блок руды. Между рядами прудков проложены две магистрали из полиэтиленовых труб -150 мм. На магистралях имеются отводы, каждый из которых позволяет аорошать четыре прудка. Растворы, просачиваясь через отвал, собираются в прудке (3), в который подают загрязненный электролит из электролизного производства. Далее растворы подают на второй блок руды (4). Обогащенные медью растворы собираются в прудках (5), из которых перекачиваются на цементационную установку в прудок продукционных растворов (6). Из этого прудка растворы подают в 4 барабанных цементатора (7). Обезмеженные растворы для отстаивания частичек цементационной меди из зумпфа (8) подают в сгуститель и горизонтальные отстойники. Осветленные растворы поступают в прудок -накопитель (12) и перекачиваются в прудок участка выщелачивания (1) или подвергаются предварительно частичной очистке от железа, пропусканием раствора через обезме-женный блок руды (14). В последнем случае растворы собираются в прудке (15), из которого перекачи-Рис. 4. Зависимость извлечения меди и удельного расхода кислоты от продолжительности выщелачивания окисленной забалансовой руды отвала № 6-7 ваются в прудок (1) участка выщелачивания.
В зависимости от того проходят или нет растворы стадию очистки, подкисляют их в соответствующих прудках (15 или 12). Сгущенный осадок цементационной меди направляют на дополнительное отстаивание и сушку в прудках и кучах (11). Верхний
слив этих прудков подают вновь на сгущение, а осадок цементационной меди - в плавку основного производства.
Перед выщелачиванием на поверхность отвала в оросительные прудки подавали пресную воду. Это является подготовительным этапом для частичного насыщения руды влагой и определения мест выхода растворов из-под отвала. В течение 1987 года - первого года эксплуатации на участок было подано: воды технической 60000 м3, фекальных стоков 56000 м3, электролита 5665 м3, т.е. всего -125000 м3 растворов. Использование фекальных стоков обусловлено дефицитом воды в данном районе, а переработка электролита на участке решает две задачи: обеспечивает вывод вредных примесей из электролизного производства металлургического завода и утилизацию меди и кислоты в схеме кучного выщелачивания. Электролит, содержащий меди более 30 гдм-3, мышьяка до 15г- дм-3 и кислоты около 100 гдм-3 подают в прудок (рис. 5, поз. 3), в котором он смешивается с растворами от выщелачивания руды первого блока и поступает на орошение руды второго блока (рис. 5, поз. 4). В процессе контакта раствора с рудой кислота расходуется на растворение оксидных медных минералов и пустой породы, а мышьяк осаждается в отвале, в основном, в виде труднорастворимых соединений железа типа FeAsO4•3H2O.
Технологические показатели схемы кучного выщелачивания за
1987-1989 годы указаны в табл. 3.
Выход растворов на цементацию от поступивших на орошение руды составил 60%. Причем, 15% потерь растворов происходит на первом блоке руды и 25% на втором блоке руды и участке цемен-
полное влагона-сыщение руды требуется около 160 тыс. м3 растворов. В 1988 и 1989 гг. в схему введено соответственно 93.32 м3 растворов и, если предположительно принять, что остаточное количество растворов в схеме остается прежним, тогда за 1988 и 1989 гг. испарилось растворов 30 тыс. м3, а потрачено на влагона-сыщение руды и грунта 95 тыс. м3. Для расчета воз-
тации. Если в схему было подано 125 тыс. м3 растворов, то по окончании сезона осталось в прудках около 30 тыс. м3. Следовательно, потери растворов составили 95 тысяч м3. Используя методику расчетов, учитывающую потери растворов на испарение с открытой поверхности гидротехнических сооружений участка и поверхности отвалов, получаем, что за сезон 1987 г. испарилось 14-15 тыс. м3 растворов.
Недостающие 80 тыс. м3 растворов потрачены на влагонасы-щение руды и основания отвалов и прудков. Дело в том, что только на
можных безвозвратных потерь меди с растворами в грунт необходимо изучить остаточное содержание меди в отвале и накапливать сведения о движении и составе грунтовых вод.
Необходимо отметить, что содержание меди при последовательной подаче растворов на первый, а затем на второй блок руды происходит увеличение содержания меди примерно на 1.4-1.6
-3
гдм и достигает в продукционном растворе (с учетом первоначального содержания меди в растворах) 4.4 гдм-3. Общий прирост содержания меди мог быть на 1-
1.5 гдм-3 больше, если на первый блок подавать растворы с содержанием меди не более 0.2-0.3 г дм-3. Повышенное содержание меди в растворах, поступающих на первый блок, следует объяснить как конструкционными недостатками цементаторов, так и неполным улавливанием цементационной меди. Мелкие частички меди (в основном менее 10 мм) выносятся из отстойников, накапливаются в прудках и растворяются при контакте с Fе3+. Не исключено обогащение растворов в прудке (рис. 5, поз.1) за счет дренирования обогащенных медью растворов от блоков руды и прудков-сборников (рис. 5, поз. 3, 5). Сравнительно небольшой объем циркулирующих растворов (15002000 м/сутки) не позволяют поддерживать оптимальные режимы выщелачивания по плотности орошения (V) и паузе между орошениями (ф), что резко снижает интенсивность выщелачивания по сравнению с данными, приведенными на рис. 3, 4. Не способствует интенсификации выщелачивания и подачи электролита в прудок первого блока (рис. 5, поз. 3), обогащающего растворы на 0.9-1.0 г дм-3 перед подачей их на второй блок руды. В результате этого содержание меди в растворе второго блока увеличивается за счет выщелачивания руды всего на 0.5-0.6 гдм-3. Положительным аспектом использования электролита в этом узле схемы является необходимое по технологии подкисление растворов при одновременной утилизации -кислоты электролита, а также осаждение мышьяка в отвале.
Таким образом, неустойчивое малопроизводительная работа це-ментаторов, повышенный вынос из отстойника тонкой меди и ее последующее растворение, возможное попадание в хвостовые растворы прудка (рис. 5, поз. 1) обогащенных медью головных (продукционных) растворов, а
Рис. 6. Схема расположения отвалов Коунрадского рудника
также подачи электролита в узел выщелачивания обогащают растворы медью в ряде случаев до 2-3
3 г дм , чем резко снижают интенсивность выщелачивания меди из руды.
Замечено, что в первые периоды выщелачивания содержание меди в продукционных растворах повышенное и достигает 8-9 гдм-3, а затем стабилизируется на уровне 4 г дм-3. Данное явление было замечено нами на всех участках кучного выщелачивания. Объясняется это явление тем, что в зимний период диффузионные процессы окисления и растворения в отвале продолжаются. При этом поверхность кусков руды обогащается оксидными соединениями, которые активно растворяются и выносятся с растворами в первый периоды весеннего орошения отвала.
Представляют интерес проследить поведение железа в технологической схеме. Как видно из таблицы 17, к концу сезона 1987 г. содержание железа в растворах постепенно возрастало. После цементации содержание железа в начале сезона составило 12 гдм-3, в конце - 17 гдм-3 и в среднем находилось на уровне 13.3 гдм-3, в том числе Fe3+ - 0.75 гдм-3. После перекачки растворов в накопительные прудки и отстаивания количества железа в растворах в среднем за сезон снижается за счет гидролиза с 13.3 до 9.5 гдм-3, т.е. на 3.8 гдм-3. Это увеличение содержания Fe3+ следует объяснить активным участием микроорганизмов, окисляющих Fe2+ до Fe3+. Последнее гидролизует с выделением серной кислоты по реакции:
Fe2(SO4)з + 6Н2О ^ 2Fe(OH)з + +3H2SO4.
Следовательно, растворы самоочищаются от некоторой части железа, при этом регенерируется серная кислота, необходимая для выщелачивания руды. Остаточное содержание Fe3+ в растворах рав-
ное 1 гдм-3 достаточно для окисления сульфидных минералов меди.
В растворах после выщелачивания первого блока содержание железа несколько уменьшается от
9.5 до 8.9 гдм-3 , в том числе Fe3+ увеличивается от 1 до 1,7 б-РеООН, последнее свидетельствует о выщелачивании кислоторастворимых минералов трехвалентного железа типа б-РеО-ОН, б-РеО-ОН-пН2О и окислении Ре2+ до Ре3+ микроорганизмами, что также было установлено ранее на опытно-промышленном участке.
После перколяции через второй блок руды общее содержание железа снижается до 7.8 гдм-3, а Ре3+ увеличивается в среднем до 2.5 гдм-3, т. е. тенденция в поведении железа та же, что и при выщелачивании первого блока. Интересен и тот факт, что количество Ре3+ в растворах от выщелачивания руды к концу сезона увеличилось с 1-1.5 гдм-3 до 3.5-4 гдм-3, что свидетельствует об ускорении окислительных процессов в отвалах за счет улучшения массообмена. Кислотность растворов, подаваемых на выщелачивание, находится в пределах рН 1.97-1.98. Такую величину кислотности следует считать недостаточной для создания условий интенсивного выщелачивания меди. Цементацией на установке ежесуточно перерабатывалось около 1500 м3 растворов, что в 4 раза меньше, чем предусматривалось регламентом. Расход скрапа 2.3 т, а кислоты (с учетом электролита) - 2.5 т на 1 т товарной меди. Использование электролита на 40 % снизило расход товарной серной кислоты.
В 1988-1989 гг. была увеличена производительность цементационной установки, заменены трубопроводы на больший диаметр и выполнен ряд других мероприятий, что позволило увеличить как
количество растворов, подаваемых на выщелачивание, так и перерабатываемых на цементационной установке. Это послужило причиной улучшения технологических показателей участка в целом и увеличения к 1989 г. производства меди в 4 раза по сравнению с уровнем производства в 1987 г.. Содержание меди в растворах после выщелачивания увеличилось по сравнению с 1987 г. на 1 г дм-3 и составило в растворах, направляемых на цементацию более 5 гдм-3. Содержание железа, накапливающегося в растворе после цементации за 2 последних года увеличилось на 5-12 гдм-3 и максимально достигало 29 гдм-3. В том числе почти в два раза увеличилось и содержание Ре3+ в продукционных растворах, что свидетельствует об активизации окислительных процессов в отвалах и прудках, в основном, за счет развития микрофлоры.
Следует обратить внимание на данные, полученные в мае 1988 г. на цементационной установке. При цементации меди из более кислых растворов и сохранении рН растворов после цементации ниже 2 восстановления Ре3+ практически не произошло. Эти условия цементации, как и было показано предшествующими исследованиями, ускоряют процесс цементации и снижают расход скрапа. Отрицательным последствием накапливания железа в растворах как за счет цементации, так и выщелачивания из руды, является его выделение в виде солей в прудках на поверхности отвала. Так, в процессе выщелачивания резко уменьшилась фильтрация растворов на ряде прудков, в результате чего к концу 1989 г. около одной трети прудков вынуждены были вывести из-под орошения. Одной из кардинальных мер борьбы с указанным отрицательным явлением является
замена цементации на экстракцию меди.
Общее производство меди на участке практически удвоилось и составило в 1987, 1988 и 1989 гг. соответственно 560, 1254 и 2500 т. Причем доля меди, полученной из электролита (при условном извлечении ее из электролита на уровне 100%), составило в среднем за три года 38%. За это же время из руды получено 2370 т меди, что соответствует извлечению 37% от исходного содержания меди в руде. При завершении строительства участка согласно регламенту такие темпы извлечения могут быть достигнуты за 1-1.5 г.. Себестоимость производства меди ежегодно уменьшалось на 25-30%.
Относительно высокая стоимость меди, поступающей с электролитом, может удорожать производство меди из отвала. Экономический эффект от использования электролита получается в электролизном производстве за счет вывода вредных примесей из схемы электролиза.
1. Для осуществления технологии выщелачивания в оптимальных режимах без увеличения объемов выщелачивания руды предложено:
а) увеличить количество орошаемых растворов не менее, чем до 6-10 тыс. м 3 в сутки;
б) увеличить производительность цементационной установки до 6-8 тыс. м3 в сутки путем установки дополнительных цементаторов и реконструкции существующих цемен-таторов;
в) осуществить строительство сгустителей (или, как временная ме-
КОРОТКО ОБ АВТОРАХ
ра, строительство отстойников) для создания на участке эффективной площади сгущения 400м2, на сгущение использовать полиакриламид;
г) организовать подкисление выщелачивающих растворов серной кислотой до 3-5 гдм-3 перед подачей их на блоки руды;
д) исключить подачу электролита в растворы перед выщелачиванием, электролит подавать в растворы перед цементацией из расчета получения после цементации рН растворов менее 2.
Осуществление данных мероприятий позволяет увеличить интенсивность извлечения меди из руды выщелачиваемых в настоящих блоках до 15-20% в год, уменьшить отрицательное влияние осаждения железа на поверхности отвала и интенсифицировать цементацию меди.
2. Для восстановления фильтрационных свойств отвала опробовать метод снятия поверхностного слоя руды в прудках на глубину 0.51.0 м, использовать гидрофобизи-рующие добавки.
3. Для более равномерного распределения растворов по поверхности отвала опробовать орошение отвала разбрызгиванием.
4. С целью обогащения растворов медью следует осуществить частичный оборот головных растворов. Особенно ощутимый эффект следует ожидать на начальных этапах выщелачивания очередного свежего блока руды.
5. Для повышения комплексности использования сырья следует произвести исследования по извлечению никеля из оборотных растворов, количество которого в раство-
рах за счет введения электролита накоплено несколько сотен тонн.
6. Целесообразно ускорить строительство опытно-промышленной установки экстракционного извлечения меди, что повысит степень извлечения меди из растворов, снизит содержание железа в растворах, вводимых в настоящее время в растворы за счет цементации, позволит эффективно использовать трехвалентное железо в растворах для окисления сульфидных минералов меди.
7. Целью предотвращения возможных утечек технологических растворов и смешивания головных и хвостовых растворов в системе прудков-накопителей требуется проведение исследований по наведению искусственного водоупорного слоя под отвалами и в прудках.
В 1980 г. участок КВ был остановлен на реконструкцию для замены цементации на экстракцию.
В последующие годы одна из американских фирм выполнила проект экстракции меди из растворов КВ, по которому из-за дороговизны проекта извлечение меди этим способом было признано нерентабельным. Этот факт еще раз подтверждает, что экстракционный способ экономически оправдан при значительных масштабах производства. Учитывая богатую сырьевую база рудника, чрезвычайно благоприятный характер руд для геотехнологии имеются все необходимые условия для производства не менее 10 тыс. т меди в год кучным выщелачиванием.
Халезов Б.Д.- кандидат технических наук, Институт Металлургии УрО РАН. Ватолин Н.А.— академик РАН, Институт Металлургии УрО РАН.
Неживых В.А., Тверяков А.Ю, - инженеры, Институт Металлургии УрО РАН.
