CC BY
43
© Е.Т. Воронов, С.Н. Тимощснков, М.А. Урунов, 2012
УДК 622.349.5
Е.Т. Воронов, С.Н. Тимощенков, М.А. Урунов
ОПЫТНО-ПРОМЫШЛЕННЫЕ ИСПЫТАНИЯ ПОДЗЕМНОГО (СКВАЖИННОГО) ВЫЩЕЛАЧИВАНИЯ ЗОЛОТА НА РОССЫПНЫХ МЕСТОРОЖДЕНИЯХ
Дано гидродинамическое и физико-химическое обоснование возможности геотехнологического метода разработки глубокозалегающих золотоносных россыпей на базе использования гидрохлоридной металлургии. Приведена технологическая схема подземного выщелачивания на россыпи Данду-Хангарук. Приведены результаты полупромышленных испытаний технологии подземного выщелачивания золота в старательской артели «Бальджа».
Ключевые слова: золото, хвостохранилище, реагент, экологическая безопасность.
Одним из перспективных методов разработки золота, в том числе и погребенных россыпей, является геотехнологический, заключающийся в подземном выщелачивании золота теми или иными реагентами. В данном случае отпадает необходимость ведения дорогостоящих горно-подготовительных, добычных и сопутствующих работ. Кроме того, земля не обезображивается карьерами, шахтами, отвалами пустой породы, хвостохранилищами. В гораздо меньшей степени, по сравнению с традиционными методами, при технологии ПВ загрязняются воздушный бассейн, почвы, растительность, поверхностные воды. Люди избавляются от опасного тяжёлого труда под землёй. Обслуживающий персонал имеет комфортные условия труда, отвечающие требованиям времени [1—3].
В 2003 г. артель старателей «Бальджа» впервые в Забайкалье и России выполнила технологические испытания подземного выщелачивания россыпного золота. Испытания проводились на глубоко залегающей части россыпи Данду-Хангарук в Кырин-ском районе Забайкальского края.
Сущность метода скважинного подземного выщелачивания (ПВ) золота заключается в том, что через золотосодержащие пески пропускается технологический раствор, содержащий активный выщелачивающий агент. В качестве выщелачивающего реагента могут быть использованы цианиды, хлор и другие вещества. С учетом фактора экологической безопасности водоносных горизонтов для приготовления выщелачивающих рабочих растворов был выбран хлор.
В химическом отношении хлор очень активен и по окислительной способности уступает лишь фтору. При взаимодействии с водой протекает обратимая реакция гидролиза хлора с образованием соляной и хлорноватистой кислот
CI2 + H2O ^ HCl + HClO.
Получающаяся хлорноватистая кислота очень нестойкая и в водном растворе легко распадается на соляную кислоту и кислород. Однако по окислительной способности она является очень активной. Окислительный потенциал хлорноватистой кислоты 1,63 В, что в конечном итоге является
причиной растворения золота в хлорных растворах.
Реакция взаимодействия золота с хлорноватистой кислотой имеет следующий вид:
2Аи + 8НС10 = 2НАиС14 + 3 Н2О + 50.
В результате образуется тетрахло-роаурат водорода или золотохлори-стоводородная кислота.
Для устойчивого нахождения молекул золотохлористоводородной кислоты в водном растворе необходимо, чтобы окислительный потенциал (БЬ) системы составлял не менее 1100 мВ, а значения рН не превышали 3,5.
В рамках подготовки полупромышленных испытаний были проведены лабораторные опыты по извлечению золота из пород россыпи Данду-Хангарук методом хлоридного выщелачивания. С этой целью была отобрана технологическая проба массой 234 кг из технологической скважины. Исследования велись как в статическом, так и в динамическом режиме (модельная фильтрация технологических растворов через фильтрационные колонны с исследуемым материалом). Породы, испытываемые в процессе опытов, прошли определенную подготовку: высушивание, измельчение и фракционирование на ситах. В лаборатории испытано 3 режима выщелачивания: прямое выщелачивание, выщелачивание с окислителем (соляная, серная или азотная кислота) и выщелачивание с комплексообразователем. По комплексу результатов (степень извлечения золота, скорость растворения, стоимость реагентов) для технологических испытаний была выбрана технология подкисления соляной кислотой. Лабораторные исследования завершены опытами по сорбции золота из растворов. В качестве сорбента выбран уголь АГ-3. Уголь подвергался озоле-нию, а зола — плавке на сплав Доре.
В процессе лабораторных исследований установлено, что степень перевода золота в раствор достигает 78 %, степень извлечения золота из раствора на сорбент 98 %о. Положительные результаты лабораторных опытов послужили основанием по продолжению исследований и подготовке производственных технологических испытаний.
Основной задачей опытно-промышленных испытаний являлась отработка технологии подземного выщелачивания золота в условиях Забайкалья и разработка технологического регламента для его внедрения на других перспективных месторождениях.
Технологический процесс извлечения золота на основе ПВ включает следующие операции:
• закисление продуктивного горизонта;
• приготовление и подача выщелачивающего раствора в продуктивную зону;
• управление движением раствора в недрах;
• подъем продуктивных растворов на поверхность;
• осветление продуктивных растворов от механических примесей;
• извлечение золота из продуктивных растворов.
Принципиальная технологическая схема ПВ представлена на рис. 1.
На стадии проектирования для опытных работ на россыпи Данду-Хангарук была выбрана и обоснована скважинная рядная система отработки опытного блока площадью 5000 м . На первом этапе исследования все испытания проводились на опытной ячейке, состоящей из пяти технологических и 21-й наблюдательной скважины.
Принципиальная схема размещения технологических скважин представлена на рис. 2.
1 г
Пески на месте залегания
Сжатый воздух
Рис. 1. Принципиальная технологическая схема подземного выщелачивания на россыпи Данду-Хангарук
Технологические скважины располагались в виде квадрата, конвертом, с откачной скважиной в центре технологической ячейки и закачными по углам. Такое расположение технологических скважин позволяет максимально полно извлекать продуктивный раствор из горных пород, не допуская его растекания за пределы ячейки. При этом объем закачки и откачки растворов регулируется так, чтобы производительность откачной скважины на несколько процентов превышала суммарную производительность закачных скважин или была им равной. Данное обстоятельство диктуется требованиями экологической безопасности, не допускающими
растекания растворов за пределы ячейки, а также исключает потерю продуктивных растворов, содержащих полезные компоненты.
Опытный полигон был представлен водонасыщенными отвалами дражных отработок (пески и супеси с гравием и галькой), содержащих в непромышленных концентрациях золото. Техногенный слой подстилается суглинками мощностью 3 — 4 м. Нижняя (продуктивная) часть разреза (9,5 — 14,5 м) представлена золотоносными песками (супеси, местами суглинки со щебнем и гравием) с содержанием россыпного золота от 1 до 8 г/т. Максимальные содержания золота характерны для приплотиковой части и плотика.
Рис. 2. Схема технологической ячейки подземного выщелачивания россьпного золота
Продуктивный горизонт подстилается элювиальным щебнем с суглинистым заполнителем и трещиноватыми кристаллическими сланцами, залегающими с глубины 14 — 14,5 м и содержащими напорные воды. Все технологические и наблюдательные скважины в интервале продуктивного горизонта обустроены трубчатыми щелевыми фильтрами с гравийной обсыпкой в интервале 9,5 — 14 м. Расстояние между скважинами, образующими технологическую ячейку — около 3 м.
Специальные гидрогеологические исследования позволили определить все необходимые параметры управления движением растворов в продуктивной зоне, обеспечивающие оптимальные условия работы опытной ячейки.
По результатам лабораторно-технологических исследований укрупненной пробы было установлено, что предварительное закисление про-
дуктивного горизонта позволяет уменьшить затраты хлора на выщелачивание и уменьшает потери золота за счет уменьшения концентрации металлов восстановителей и концентрации сульфид ионов, осаждающих золото в виде металла, а также увеличивает степень извлечения и снижает Ж/Т периода активного выщелачивания на 20 — 25 %. Понижение рН среды также способствует увеличению окислительной способности выщелачивающего раствора хлора, что позволяет при меньших концентрациях последнего увеличить скорость растворения золота в хлорной воде.
Закисление продуктивного горизонта проводилось раствором соляной кислоты. Рабочий раствор готовили разбавлением соляной кислоты (ГОСТ 857-88, марка Б, плотность — 1,19 г/см3, массовая доля основного вещества 36 %о). Закис-ление продуктивного горизонта осуществлялось с наращиванием концентрации кислоты в рабочих растворах от 0,5 г/л до 1,5 г/л до понижения значений рН в откачных растворах менее 3,2.
Основные химические реакции взаимодействия растворов разбавленной соляной кислоты с минералами вмещающих пород имеют вид:
• реакция взаимодействия с минералами железа — магнетитом и гематитом
Ре20з + 6НС1 = 2РеС1з + ЗН2О РеО + 2НС1 = РеС12 + Н2О
• реакция взаимодействия с карбонатами кальция и магния
CaCO3 + 2HCl = CaCl2 + H2O + CO2 MgCOs + 2HCl = MgCl2 + H2O + CO2
• реакция взаимодействия с оксидом алюминия
M2O3 + 6HCl = 2 Al Cl3 + 3H2O.
Реакции взаимодействия с сульфидными минералами: арсенопири-том, пиритом, галенитом, сфалеритом и киноварью
PbS + 2HCl = PbCl2 + H2S ZnS + 2HCl = ZnCl2 + H2S HgS + 2HCl = HgCl2 + H2S
На этапе закисления рабочий режим технологической ячейки был установлен с учетом сохранения нулевого баланса закачных и откачных растворов.
Дозирование соляной кислоты в за-качные растворы осуществлялось объемным методом. Смешивание оборотных растворов с соляной кислотой происходило в отстойнике маточных растворов в среднем каждые четыре часа. При этом для приготовления растворов с концентрацией HCl 0,5 г/л на каждые 2 м3 откачных растворов доливалось 2334 мл HCl. Закач-ные растворы имели следующие показатели: концентрация HCl — 0,5 г/л; рН — 1,80-2,10. Подземные воды в откачной скважине в исходном состоянии имели значение рН = 7,77.
Откачка растворов из скважин производилась при помощи эрлифта, диаметр водоподъемных труб — 40 мм, диаметр воздухоподающих труб — 18 мм. Глубина установки эрлифта — 15,30 м, начальный статический уровень подземных вод в скважине 1,52 м (с учетом высоты оголовка 0,3 м), средний динамический уровень 8,708,80 м. Для выработки сжатого воздуха использовался компрессор типа СО-7Б с номинальным давлением 0,6 МПа и производительностью 30 м3 воздуха в час. Среднее рабочее дав-
ление при откачке из скважин составляло 0,12 МПа. После откачки растворы поступали в отстойник продуктивных растворов, где происходило их накопление. По мере расходования закачных растворов в маточном отстойнике продуктивные растворы насосом подавались в маточный отстойник, где происходило доукрепле-ние их соляной кислотой.
На этапе активного выщелачивания золота применялся рабочий раствор хлора. Активный хлор (С12), подавался в скважины в виде водного раствора в концентрации 1—2 г/л. Учитывая высокую агрессивную способность хлора все фильтровые скважины, технологические трубопроводы изготавливались из полиэтилена, технологические насосы, запорное оборудование из пластмассы или нержавеющей стали.
На этапе активного выщелачивания рабочий режим технологической ячейки был установлен с учетом сохранения нулевого баланса закачных и откач-ных растворов. Общий дебит откачных скважин составлял 450-520 л/ч, расход растворов в закачные скважины был установлен в среднем 80-110 л/ч на каждую скважину.
В процессе фильтрации технологических растворов установлен перевод золота в раствор, что доказано соответствующими анализами. Продуктивные растворы подавались на сорбционные колонны СК-1 и СК-2, загруженные активированным углем общей массой 59,4 кг. Необходимость применения двух колонн обусловлена тем, что производительность и сорбционная емкость угля в ней в процессе испытаний уменьшилась за счет частичной кольматации, вызванной сравнительно высоким содержанием взвешенных частиц в растворе, наличием посторонних примесей (медь, цинк, железо, алюминий, кобальт, мышьяк и т.д).
Производственные испытания проводились в течение 18 суток, общий объем переработанных растворов составил 120 380 л. Среднее содержание золота в отстойнике технологических растворов составило 0,070 г/л. При этом среднее содержание золота в угле достигало 84,38 г/т.
На основании выполненных лабораторных и производственных исследований можно сделать следующие предварительные выводы.
1. Благоприятными участками для ПВ являются погребенные россыпи, представленные водоносными песками и залегающие на непроницаемых или слабопроницаемых коренных породах горных долин. Сравнительно благоприятными являются геолого-гидрогеологические условия, характерные для долин низко-горья с комплексом сравнительно высоко проницаемых пород в днищах.
Условно благоприятными являются низкогорные, равнинные и слабохолмистые участки, с развитием в днищах долин преимущественно глинистых пород. Тем не менее, несмотря на сравнительно невысокие фильтрационные свойства вмещающих золотоносных пород, организация фильтрации выщелачивающих растворов в них возможна, однако при сравнительно высоких градиентах давления.
1. Арене Б.Ж. Геотехнологические методы добычи полезных ископаемых / В.Ж. Аренс. — М.: Недра, 1975. — 303 с.
2. Резник Ю.Н. Современные тенденции в переработке золотосодержащих руд и техногенных отходов / Ю.Н. Резник, Ё.В.
2. Для интенсификации фильтрации технологических растворов необходим высокий перепад давлений между закачными и откачными скважинами. Для этого участка при расстоянии между скважинами в 3 м и необходимых градиентах давления около 5—6 перепад уровней между закач-ными и откачными скважинами должен составлять не менее 15—18 м. В ряде случаев необходимо искусственное создание давлений в закачных скважинах.
3. Вторым необходимым условием является исключение фильтрации рабочих растворов в коренные трещиноватые породы и их потери. Это возможно за счет тампонирования коренных пород. Однако отсутствие нижнего водоупора все же требует весьма тщательных наблюдений по режимной сети за возможной потерей технологических растворов.
Оценивая в целом перспективы внедрения метода подземного выщелачивания россыпного золота, отметим, что данная геотехнология может найти практическое применение на россыпных месторождениях с низким содержанием глины в продуктивных песках (т.е. с высокими фильтрационными свойствами) и низкой трещиноватостью подстилающих коренных пород.
- СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ
Шумилова, Ю.И. Рубцов. — Чита: ЧитГУ, 2007. — 280 с.
3. Овеейчук Б. А. Геотехнологические методы добычи и переработки урановых и золотосодержащих руд / В.А. Овсейчук., Ю.Н. Резник, В.П. Мязин. — Чита: ЧитГУ, 2005. —315 с. ЕШ
КОРОТКО ОБ АВТОРАХ -
Боронов Евгений Тимофеевич — доктор технических наук, профессор, заведующий кафедрой, Читинский государственный университет, е-шаП: [email protected], главный научный сотрудник Института природных ресурсов, экологии и криологии Сибирского отделения Российской академии наук (ИПРЭК СО РАН), е-шаП: [email protected], Тимошенков Сергей Николаевич — главный инженер, Урунов Марат Абдурахманович — инженер-технолог, ООО с/а «Бальджа», е-шаП: [email protected],
