CC BY
55
Чекушина, М.Л. П Одинцова, 2000
огодин,
УАК 622.342:622.775
А.Е. Воробьев, Т.В. Чекушина,
М.Л. Погодин, Е.С. Одинцова
ОПЫТ СКВАЖИННОГО ПОАЗЕМНОГО ВЫЩЕЛАЧИВАНИЯ ЗОЛОТА В РОССИИ
В бывшем СССР первые опытнопромышленные работы по скважинному выщелачиванию золота из россыпей проводились Иргиредметом. В 1976 г. при участии объединения "Северовос-токзолото" был выполнен проект опытно-промышленного блока скважинного выщелачивания золота из многолетнемерзлой россыпи в пойме р. Берелех прииска "Экспериментальный" и в течении 1977-1978гг были подготовлены и проведены первые натурные испытания [3].
Для практического осуществления подземного выщелачивания золота из россыпи была принята кольцевая система расположения скважин с диаметром рабочей зоны 10 м: с одной центральной откачной скважиной и с шестью закачными. Скважины диаметром 250 мм были пройдены до глубины 6,2 м и углублением в плотик золотосодержащей россыпи на 0,5 м. Все скважины были оборудованы фильтровальными колоннами диаметром 130 мм с нижней заглушкой (фильтры щелевые длиною 2 м, с размером щелей 60x2,5 мм, с количеством щелей по периметру 31, скважностью 10-12 %).
Извлечение растворов из откачной скважины производили погружным насосом НПС-3 со средней производительностью 2,4 м3/ч. По трубопроводу растворы поступали в приемный узел состоящий из трех емкостей по 12 м3 каждая, а затем насосом 2К-6 их перекачивали в напорную емкость объемом 10 м3. В узел сорбции золота с загрузкой 100 кг смолы АМ-2Б растворы поступали самотеком, а обеззоло-ченные фильтраты накапливались в распределительной емкости объемом 10 м3, где их подкрепляли реагентами до необходимых концен-
траций. Приготовленные
нологические растворы после аэрации воздухом от компрессора СО-7 подавали (через электроподогреватель стью 24 кВт) по
тельному трубопроводу в качные скважины. Режим ка СПВ золота был принят непрерывным по замкнутому циклу с периодическим дом обеззолоченных растворов в узел обезвреживания мом 50 м3 и последующим их выпуском в отстойник. ление процессом выщелачивания золота осуществляли через пульт.
Натурные испытания скважинного цианирования многолетнемерзлой золотосодержащей россыпи (табл. 1) были начаты с защелачива-ния пласта растворами едкого натра в течении 10 сут до получения стабильных показателей щелочности циркулируемых фильтратов (рН=8-9). Выщелачивание золота цианидом натрия осуществляли в течении 58 суток, при средней концентрации цианистого натрия в растворах в пределах 0,10-0,13 %. Растворитель подавали в реакционную зону с интенсивностью 16,1 м3/сут, а золотосодержащие растворы откачивали со скоростью 26 м3/сут, т.е. дополнительный водоприток (за счет растепления многолетнемерзлых толщ) составил 9,9 м3/сут.
В целом этот опыт скважинного выщелачивания золота, основанный на применении циа-нидных растворителей, не нашел дальнейшего развития в России, что объясняется высокой токсичностью растворов. В этой связи, в 1992 г. работы по скважинному выщелачиванию золота из россыпей были
продолжены, но на базе более экологически щадящего реагента - оксихло-
Таблица 1 Таблица 2
ОСНОВНЫЕ ПОКАЗАТЕЛИ ТЕХНОЛОГИИ СКВАЖИННОГОСОСТАВЫ ЗАКИСЛЯЮШИХ РАСТВОРОВ
ВЫШЕЛАЧИВАНИЯ ЗОЛОТА ИЗ РОССЫПЕЙ
Со<
Наименование показателя ира ііииіс икин кисручей Ручей
Берелех скрь 1 ПЫ1"1 ^е, мг/л
Площадь опытной ячейки подземного выщелачивания, Средняя мощность продуктивной пачки золотоносных Объем золотоносных отложений в пределах опытной я Среднее содержание золота, г/м3 Запасы золота на опытном участке, кг Коэффициент извлечения золота из песков в продукти ед. Концентрация золота в продуктивном растворе, мг/л Потребляемая мощность, кВт м г/л песков м чейкиї м3 мг/л 3Мг/Л 1 14 17 мг/л 15 мг/л
2133,0 ■ 4,52 342 2' 76 ,0 255 н.о 167,0
28,80 3829,3 11,36 2 3 57,0 8 4 5 4 г“ 81,0
31,60 ^ д. 4463,4 2,3 76,53 2‘ 8,4 Ш,(2 1 6 8 49,0
30,10 3121,0 0,7005 2 190265 32,10 142,0
количество рабочих дней в году, количество смен продолжительность смены, час. Общее время проведения опытных работ, включая строительномонтажные подготовительные, технологические операции и рекультива-ционные работы, лет 75 340 3 8 2,0 286 340 3 8 3,0
ридного класса [2,4].
Для этого, в пределах участка СПВ было сооружено 5 технологических скважин расположенных по конверту. Скважины проходились до плотика на глубину 270-274 м.
Краевые скважины, предназначенные для выполнения на этапе выщелачивания нагнетательных функций, обсаживались эксплуатационными колоннами из полиэтиленовых труб снабженными в нижней части фильтрами. Ее затрубное пространство краевых скважин цементировалось выше фильтра до устья.
Центральная скважина (обсаженная глухой стальной колонной) была предназначена сначала для выполнения работ по гидроразрыву пласта, а затем - для откачки золотосодержащего раствора из пласта. Затрубное пространство цементируется от устья до забоя скважины.
Перфорация обсадной колонны центральной скважины осуществлялась поинтервально снизу вверх с помощью гидропескоструйных перфораторов. До начала выполнения операции интервал перфорации изолировался от предыдущего с помощью цементной пробки. Количество интервалов перфорации и расстояние между ними определялись параметрами процесса растепления пласта и были приняты соответственно: 5 интервалов через 3 метра.
Гидроразрыв пласта осуществлялся через центральную скважину поинтервально снизу вверх, сразу после завершения работ по перфорации обсадной колонны. Гидроразрыв выполнялся путем подачи в скважину холодного солевого раствора под давлением превышающим горное давление. По предварительным расчетам давление на устье скважины должно быть не менее 9,3 МПа. Контролировался гидроразрыв положением уровня жидкости в краевых скважинах. Время выполнения гидроразрыва на каждом интервале не превышало 1 суток. Для предотвращения замерзания растворов применялась высокая концентрация поваренной соли (до 250 г/л) в нагнетаемой жидкости.
После завершения операции поинтервального гидроразрыва в центральной скважине разбуривался цементный стакан, изолирующий последний интервал гидроразрыва от нижележащих. Затем, с помощью высоконапорного насоса (используемого ранее для гидроразрыва) в центральную скважину под давлением 3,0-4,0 МПа подавался подогретый солевой раствор. Откачка растворов осуществлялась через краевые скважины с помощью эрлифта. На поверхности растворы собирались в стальной емкости, откуда после подогрева снова подавались в центральную скважину.
На первом этапе циркуляция растворов осуществляется практически только по трещинам гидроразрыва. Однако, с течением времени талая зона расширяется со снижением давления в нагнетательной скважине. Первый этап растепления завершается после снижения давления в центральной скважине до 2,0-0,5 МПа.
На втором этапе центральная скважина оборудуется эксплуатационной колонной из полиэтиленовых труб, оснащенной фильтром высотой 15 м. Межтрубное пространство выше фильтра на высоту 10-15 м цементируется. Подогретые растворы под давлением 2,0-0,5 МПа высоконапорным насосом распределяются по краевым скважинам, а на центральной скважине осуществляется раствороподъем. После снижения давления нагнетания ниже 0,2 МПа на всех скважинах стальные оголовки заменяются на полиэтиленовые, а подача раствора в краевые скважины осуществляется химическим насосом.
Промышленный опыт показывает, что практически всегда при процессах выщелачивания полезных компонентов из золоторудной массы необходима предварительная обработка сырья [1]. Эта операция получила наименование "за-кисления" и служит для устранения влияния депрессантов - железа, меди, органического вещества и др. Предварительное их растворение существенно облегчает процесс выщелачивания золота.
Данные составов закисляющих растворов до и после нейтрализации известью (табл. 2) показывают, что степень очистки от цветных металлов выщелачивающего раствора после нейтрализации составляет в среднем 97,4 %. Причем по наиболее токсичным элементам цинку и меди остаточные концентрации практически снижаются до значения ПДК. Таким образом, практически все примеси из закисляющего раствора переходят в кек и не влияют на ход последующего процесса выщелачивания.
После чего переходят к этапу выщелачивания. Для чего применяют следующий состав раствора оксихлоридного выщелачивания: содержание
№С1 не менее 30 г/л, содержание гипохлорита по активному хлору от 8 до 16 г/л. Растворение золота протекает по реакции:
Аи + 3НОС1 + 3Н+ 6 АиС14 + 3Н20 (1)
Выделяющаяся в кислой среде свободная хлористоватистая кислота генерирует в растворе свободный хлор, который и окисляет золото до трехвалентного состояния. Присутствие №С1 позволяет стабилизировать состояние золота в растворе за счет образования комплексного аниона АиС14- по реакции:
№С1 + АиС13 <=> КаАиС14 (2)
Для успешного проведения процесса растворения золота необходимо определенное значение ОВП (не менее 900 мВ). Когда величина ОВП падает (до 700-800 мВ) растворения золота практически не происходит.
В зависимости от конкретных условий, в определенных пределах можно варьировать скоростью растворения и степенью извлечения золота (измене-нием рН выщелачивающего раствора, которое в свою очередь может меняться в пределах от 2 до 7). Наиболее высокое извлечение золота наблюдается при работе с кислыми растворами, однако, подкисление выщелачивающего раствора связано с более интенсивным образованием свободного хлора, который частично может выделяться в атмосферу, создавая проблему газоочистки и вентиляции производственных помещений.
К достоинству оксихлоридной технологии относится то, что процесс можно довести практически до полного исчерпывания активного хлора с получением на заключительной стадии малотоксичных растворов №С1. Кроме того извлечение золота из продуктивных растворов проходит достаточно селективно как на углях, так и на ионообменных смолах (при высоких емкостях сорбентов).
1. Актуальные вопросы добычи цветных, редких и благородных металлов /Бубнов В. К., Голик В.И., Воробьев А.Е., Капканщи-ков А.М., Хадонов З.М., Поляц-кий И.В., Руденко Н.К., Югай
А.В., Габараев О.З., Чекушина Т.В. - Акмола: Жана-Арка, - 1995. - 602 с.
2. Воробьев А.Е., Хабиров В.В., Тушев О.В. Опытно-промышленные работы по скважин-
СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ
ному выщелачиванию золота из россыпей//Горный информационно-аналитический бюллетень N1. -1998.- М: МГГУ. - С. 152-154.
3. Минеев Г.Г., Леонов С.Б. Кучное выщелачивание золотосо-
держащих руд. Иркутск, ИГТУ, 4. Хабиров В.В., Забельский золотосодержащего сырья /Под
81с. В.К., Воробьев А.Е. Прогрессивные ред. акад. Н.П. Лаверова. - М.: Не-
технологии добычи и переработки дра, - 1994. - 272 с.
Воробьев Александр Егорович - профессор, доктор технических наук, Московский государственный горный университет.
Чекушина Татьяна Владимировна кандидат технических нау к, докторант Института проблем комплексного освоения недр РАН. Погодин Михаил . Леонидович горный инженер.
Одинцова Елена Станиславовна сту дентка, Московский госу дарственный горный университет.
У
Файл:
Каталог:
Шаблон:
1т
Заголовок:
Содержание:
Автор:
Ключевые слова:
Заметки:
Дата создания:
Число сохранений:
Дата сохранения:
Сохранил:
Полное время правки: 63 мин.
Дата печати: 11.12.2008 0:03:00
При последней печати страниц: 4
слов: 1 638 (прибл.)
знаков: 9 341 (прибл.)
ВОРОБ
0:\С диска по работе в универе\01АВ_20\01АВ12_0\МАСБТ С:\и8ег8\Таня\АррБа1а\Коатт§\М1сго80й\Шаблоны\Когта1.ёо
А
Гитис Л.Х.
16.11.2000 16:05:00 13
07.12.2000 16:16:00 Гитис Л.Х.
