Опытно-промышленные работы по скважин ному выщелачиванию золота из россыпей Текст научной статьи по специальности «Науки о Земле и смежные экологические науки»

Перфорация обсадной колонны центральной скважины осуществляется поин-тервально снизу вверх с помощью куммуля-тивных, гидропескоструйных, либо механических перфораторов. До начала выполнения операции интервал перфорации изолируется от предыдущего с помощью цементной пробки или специального паркерного устройства. Количество интервалов перфорации и расстояние между ними определяются параметрами процесса растепления пласта и приняты соответственно: 5 интервалов через 3 метра.

Гидроразрыв пласта осуществляется через центральную скважину поинтерваль-но снизу вверх, сразу после завершения работ по перфорации обсадной колонны. Гидроразрыв выполняется 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. Контролируется гидроразрыв положением уровня жидкости в краевых скважинах. Время выполнения гидроразрыва на каждом интервале не должно превышать 1 суток. Для предотвращения замерзания растворов применяют высокую концентрацию поваренной соли (до 250 г/л) в нагнетаемой жидкости.

После завершения операции поин-тервального гидроразрыва в центральной скважине разбуривается цементный стакан или демонтируется паркерное устройство изолирующее последний интервал гидроразрыва от нижележащих. При необходимости выполняется дополнительная перфорация колонны.

Затем, с помощью высоконапорного насоса используемого для гидроразрыва в центральную скважину под давлением 3,04,0 МПа подается подогретый солевой раствор. Откачка раствора осуществляется через краевые скважины либо самоизливом, либо с помощью эрлифта. На поверхности растворы вновь собираются в стальной ем-

кости, откуда после подогрева снова подаются 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 15м. Межтрубное пространство выше фильтра на высоту 1015м 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.

После чего переходят к этапу выщелачивания. Применяют следующий состав раствора оксихлоридного выщелачивания: содержание ЫаС1 не менее 30 г/л, содержание гипохлорита по активному хлору от 8 до 16 г/л. Растворение золота протекает по реакции:

Выделяющаяся в кислой среде свободная хлористоватистая кислота генерирует в растворе свободный хлор, который и окисляет золото до трехвалентного состояния. Присутствие ЫаС1 позволяет стабилиз-ровать состояние золота в растворе за счет

образования комплексного аниона АиСЦ по реакции:

ЫаС1 + АиСІз <=> ЫаАиСЦ (2)

Аи + ЗНОСІ + ЗН*-> АиСЦ + ЗН20 (1)

Таблица I Основные показатели технологии скважинного выщелачивания золота из россыпей

Наименование показателя Значение показатели

11лощадь опытной ячейки подземного выщелачивания, м* 170

Средняя мощность продуктивной пачки золотоносных песков, м 15

Объем золотоносных отложений в пределах опытной ячейки, м 2550

Среднее содержание золота, г/м-’ 8.47

Запасы золота на опытном участке, кг 21,6

Запасы выщелачиваемой горнорудной массы на опытном участке, т 6630

Козффициснт извлечения золота из песков в продуктивный раствор, д ед 0.65

Извлекаемые запасы золота в продуктивном растворе, кг 14,0

Общий объем технологических растворов. 3 м 34464

закиеляюших 11232

выщелачивающих 23232

Концентрация золота в продуктивном растворе. мг/л 3,0-0.5

Расход реагентов и материалов на проведение технологического опыта: серная кислота, техническая 92,5%, т 120

сода техническая, т 50

хлорная известь техническая (36% по активному хлору), I 100

хлорид натрия технический, т 50

импрегнат. кг 450

активированный уголь (типа"Сибунит"), м 1.5

соляная кислота, т 3

Общий расход технической воды, м 400

11отреблясмая мощность, кВт 286

Общий расход электроэнергии, т.кВтч 1066.0

Списочная численность обслуживающего персонала, чел. 9

Режим работы опытного участка: количество рабочих дней в году, дней 340

количество смен 3

продолжительность смены, час. 8

Общее время проведения опытных работ, включая строительно-монтажные подготовительные, технологические операции и рекультивационные работы, лет 2,5-3.0

Для успешного проведения процесса растворения золота необходимо определенное значение ОВП (не менее 900 мВ). Когда величина ОВП падает (до 700-800 мВ) рас-

творения золота практически не происходит.

В зависимости от конкретных условий (табл. 1) скоростью растворения и степенью извлечения золота можно варьировать в определенных пределах изменением pH 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 NaCl.

Кроме того извлечение золота из продуктивных растворов проходит достаточно селективно как на углях, так и на ионообменных смолах (при высоких емкостях сорбентов).

СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ

1. Хабиров В.В., Забельский В.К., Воробьев

A.Е. Прогрессивные технологии добычи и переработки золотосодержащего сырья /Под ред.акад. Н.П.Лаверова. М.:Недра, 1994. 272 с.

2. Воробьев А.Е., В.В.Хабиров. Целесооб-

разность предварительного закисления золотосодержащих руд в штабелях кучного выщелачивания. //В сб.: Совершенствование технологии обогащения

комплексных полезных ископаемых. М, МГГУ, 1996. с.90-95.

3. Актуальные вопросы добычи цветных, редких и благородных металлов /Бубнов В.К.. Голик

B.И., Воробьев А.Е., Капканщиков А.М., Хадонов З.М., Поляцкий И.В., Руденко Н.К., Югай А.В., Габараев О.З., Чекушина Т.В. Акмола:Жана-Арка, 1995. 602с.

©А.Е.Воробьев, В.В. Хабиров, О.В.Тушев