CC BY
117
------------------------------------- © А.И. Заболоцкий, Ю.В. Докукин,
2009
УДК 622.775
А.И. Заболоцкий, Ю.В. Докукин
ПЕРВЫЙ В РФ ОПЫТ ПРОМЫШЛЕННОЙ ДОБЫЧИ ЗОЛОТА СПОСОБОМ ПОДЗЕМНОГО ВЫЩЕЛАЧИВАНИЯ ИЗ ЗОЛОТОНОСНЫХ КОР ВЫВЕТРИВАНИЯ ГАГАРСКОГО МЕСТОРОЖДЕНИЯ
С 1994 года в Свердловской области на Гагарском золоторудном месторождении ведется уникальный эксперимент по добыче золота способом подземного выщелачивания (ПВ). Результаты эксперимента на сегодняшний день однозначно положительны. Из непригодных для других способов отработки руд в коре выветривания добыто более 600 кг золота. Среднее содержание в отрабатываемых блоках составляет 0,5-2,0 г/т. Проект опытно-
промышлен-ной отработки получил положительное заключение Государственной экологической экспертизы. Отработка сопровождается всесторонним мониторингом окружающей среды под контролем всех заинтересованных органов. Опасных воздействий не установлено. Запасы золота в коре выветривания Гагарского месторождения апробированы в ГКЗ. Вслед за гагарским проектом в Свердловской области начались работы по ПВ золота еще на трех месторождениях: Маминском, Верхотурском и Долгий Мыс.
Геологическая характеристика Татарского золоторудного месторождения. Гагарское золоторудное месторождение расположено на восточном склоне Среднего Урала, в 44 км от г. Екатеринбурга. Золотоносная залежь представлена метасоматитами кварц-альбит-серицитового состава (березиты), при-
уроченными к силлообразной дайке плагиогранитов. По условиям залегания, вещественному составу руд, технологическим свойствам и горнотехническим условиям от-работки месторождение разделяется на две части. Нижняя часть представлена первичными рудами, образующими крутопадающие пласто- и линзообразные залежи в линейно вытянутых (600-800) субпараллельных зонах. Золото в рудах, преимущественно, самородное в виде тонкодисперсной вкрапленности в кварце, сериците и сульфидах. Содержание сульфидов составляет 1-2 %. Концентрация золота колеблется от десятых долей до 25-35 г/т. Оцененные запасы первичных руд со средним содержанием 3,5-4,0 г/т до глубины 250 м составляют первые десятки тонн. Освоение этих запасов в современных эко-но-миических условиях проблематично.
В зоне аэрации золотоносные березиты выветрились, превратившись в менее контрастную по содержаниям золота пластообразную залежь, мощностью 3060 м (рис. 1). В плане и разрезе при бортовом содержании 0,3 г/т залежь представляет собой сплошное тело. В плане внутреннее строение залежи характеризуется
каре
наличием полосы более богатых руд, окаймленной более бедными. В разрезе более богатые участки выделяются как крутопадающие тела без чётких границ. Руды в коре выветривания представляют собой самостоятельный природный тип, имеющий специфические свойства и условия залегания:
- крутопадающие компактные тела первичных руд в коре выветривания трансформированы в пластообразную залежь с более бедными и неконтрастными рудами;
- руды в коре выветривания относятся к бедным и убогим, среднее содержание составляет 0,5-2,0 г/т;
- золото также тонкодисперсное, более вскрытое, но, тем не менее, более 80% его находится в сростках;
- по совокупности свойств руды коры выветривания являются труднообогати-мыми;
- в коре выветривания выделяется
два типа руд, связанных с зоной полного химического разложения (песчано-
глинистые руды) и зоной дезинтеграции (дресвяно-песчано-глинистые, щебни-
стые руды);
- по химическому составу породы характеризуются как алюмосиликатные (69-75 % БЮ2, 11-13 % АЬОз ), бескар-бонатные (0,1-0,2 % СО2), бессульфид-ные (< 0,1 % 8сульф), практически стерильные по органическому веществу;
- основными минералами зоны полного химического разложения являются кварц, серицит, каолинит, гидрослюды, гетит, халцедон, монтмориллонит. В зоне дезинтеграции присутствуют также неразложенные минералы первичных пород.
- состав руд характеризует их как малокислотоемкие (1-2 кг/т), с низкой восстановительной ёмкостью (< 1 кг/т), с низкими адсорбционными свойствами.
Золотоносная кора выветривания является объектом отработки способом ПВ.
Гидрогеологические и экологические условия месторождения. Месторождение обводнено горизонтом. В коре выветривания месторождения развит единый водоносный горизонт, имеющий поровый тип вод в первичных рудах и трещинный в зоне дезинтеграции. Верхняя часть месторождения - необводне-на, уровень подземных вод находится на глубине 18-21 м. Наибольшей водо-обильностью и вопроводимостью в коре выветривания обладает зона дезинтеграции (Кф~9,0 м/сут). Низкие фильтрационные свойства (0,19-0,25 м/сут) имеют песчано-глинистые разности коры выветривания. Подсти-лающие кору выветривания скальные породы имеют спорадическую прово-димость по трещинам, в основной своей массе являясь водоупорными.
Источником питания подземных вод являются атмосферные осадки. Поверхность подземных вод плавно копирует рельеф местности. Естественный поток спокойный, но направлен в сторону водозаборов вкрест простирания рудной зоны. Уклон поверхности составляет 0,005 - 0,008 в сторону р. Пышма.
Площадь Гагарского месторождения расположена в краевой части одновременного месторождения подземных вод питьевого качества, эксплуатируемого для водоснабжения г. Заречного. Производительность сква-жинных водозаборов до 140 м3/час. Ближайшие водозаборные скважины находятся на расстоянии 1,5 км от участка ПВ.
В геотехнологическом плане полный профиль коры выветривания и руды в зоне дезинтеграции представляют собой два разных технологических типа. По горизонтали также имеются существенные различия в фильтрационных свой-
ствах на одном гипсометрическом уровне: от аномально высоко проницаемых прокварцованных сильно трещиноватых скальных останцов до слабопроницаемых высоко глинистых разностей. Гео-технологический тип разреза для Гагар-ского месторождения можно охарактеризовать как «приповерхностная пластообразная частично обводненная залежь с закономерно возрастающими сверху вниз фильтрационными свойствами от существенно глинистых пород вверху, дресвяно-песчано-глинистых в средней части до щебнистой и трещиноватой зоны дезинтеграции».
Соотношение глубины развития коры выветривания и положения УГВ предопределило выделение двух подтипов разреза: первый с равноценным соотношением руд выше УГВ и ниже УГВ, второй - с преобладанием необ-водненных руд.
Характеристика технического комплекса ПВ. Способ ПВ основывается на системе отработки, технологической схеме выщелачивания и переработки растворов и схеме цепи аппаратов.
Геолого-гидрогеологические особенности объекта отработки предопределили создание трех систем отработки: инфильтрационной, фильтрационной и комбинированной. При этом разные технологические сорта руд выщелачиваются единой системой отработки.
Главным отличительным признаком фильтрационной, комбинированной и отчасти фильтрационной системы является субвертикальная направленность движения растворов. Для достижения управляемой и равномерной во времени и пространстве проработки массива закачка подача выщелачивающих растворов ведется первоначально в слабопроницаемые руды, залегающие в верхней приповерхностной части месторождения.
Улавливание сформировавшихся продуктивных растворов происходит в зоне хорошо проницаемых дезинтегрированных и трещиноватых руд, локализованных на нижних горизонтах окисленных руд коры выветривания.
Система инфильтрационного выщелачивания заключается в подаче закач-ных растворов через инфильтрационные канавы и откачке через откачные скважины. Система применена в блоках, где основная часть руды (60-80 %) локализуется выше уровня грунтовых вод (ВУГВ), а ниже уровня грунтовых вод (НУГВ) залегают преимущественно хорошо проницаемые полуокисленные руды. Равномерность проработки горнорудной массы выше УГВ достигается за счет плотности сети канав и конструкции дренирующего слоя. Интенсификация процесса, а также доработка блоков для более полного извлечения металла достигается за счет бурения дополнительных скважин упрощенной конструкции, а также устройства канав иной ориентации. Инфильтрационная система на объекте преобладает.
Фильтрационная система предусмотрена для отработки массивов руд с однородными фильтрационными свойствами ниже УГВ, при полностью безруд-ной необводненной части. Данная система состоит из чередующихся рядов закачных и откачных скважин с квадратной ячейкой 10^10 м с одноуровневым расположением фильтров. Такие условия на площади отработки весьма локальны, поэтому широкого применения данная система не нашла. Такая система используется на стадии доработки глубокозалегаю-щих блоков через систему откачных скважин, которые попеременно переводятся в режим закачки.
Комбинированная система предназначена для одновременной отработки слабопроницаемых песчано-глинистых
окисленных (обводненных и необвод-ненных) и хорошо проницаемых полу-окисленных руд. Для проработки необ-водненной части руд используются ин-фильтрационные канавы, для подачи в обводненную часть разреза - закачные скважины. Данная система работает на блоке в наиболее продуктивной части месторождения с глубоким врезом коры выветривания, принося основную долю добычи.
Исключение утечек растворов,
вследствие влияния естественного потока для всех систем достигается следующими решениями:
- комбинированным рядом скважин (откачных и закачных) в крайнем блоке по направлению естественного потока;
- зигзагообразным откачным рядом, крайним по направлению потока;
- барражным рядом (для нагнетания чистой воды) за пределами блока по направлению потока;
- инфильтрационная система со смещенным по потоку откачным рядом.
В течение 14 лет эксплуатации заштатных утечек зафиксировано не было. На практике барражный ряд практически не использовался, использовались только смещенные откачные скважины.
В целом, работоспособность систем в конкретных условиях удовлетворительная. Об этом свидетельствует стабильное поступление золота из недр. Тем не менее, очень высокий показатель Ж/Т для достижения проектного уровня извлечения объясняется не только упорностью руд, но и недостатками системы отработки, которая допускает условно холостую циркуляцию растворов.
В соответствии с технологической схемой руда на месте залегания обрабатывается выщелачивающими растворами, приготовленными путем растворения хлор-газа в оборотных растворах (первоначально в пластовой воде). Об-
разующиеся продуктивные растворы эрлифтом поднимаются на поверхность из откачных скважин. Эрлифтный воздух, загрязненный отдуваемым остаточным хлором, направляется на очистку в абсорбере насадочного типа. Растворы после осветления в отстойнике подаются на сорбционные колонны с активированным углем. Обеззолоченные растворы (маточники) после осветления в отстойнике подаются на хлорирование. Хлорируется дозируемая часть раствора, которая затем смешивается с холостыми маточниками и маточниками, частично насыщенными хлором в абсорбере наса-дочного типа. Смешанные таким образом растворы подаются на закачку в недра. Насыщенный золотом уголь высушивается, обезмеркуривается, озоляется и подвергается плавке в композитном составе. Сплав Доре с высоким содержанием золота (95-98 %) направляется на аффинаж.
Технический комплекс ПВ включает геотехнологический полигон (система скважин и канав, трубопроводы), узел переработки продуктивных растворов (отстойники, сорбционные колонны), и хлораторную, насосную и компрессорную, цеховую лабораторию. Энергетическое обеспечение осуществляется от КТП - 250 К^А. Все оборудование, соприкасающиеся с растворами, выполнено в защитном исполнении (полиэтилен, титан, гуммировка и т. д.).
Контроль расхода растворов ведется индукционным расходомером (общий расход), ежесменными объемными замерами расходов по всем скважинам, блокам и колоннам. В цеховой лаборатории контролируются показателями рН и БЬ, содержание активного хлора и золота. Анализы экологического контроля выполняются в специализированных лабораториях.
Анализ показателей отработки месторождения. Промышленной отработке руд в коре выветривания на Гагар-ском месторождении предшествовали стадии опытных и опытно-
промышленных работ. До начала опытных работ ПВ на месторождении было проведено гидродинамическое моделирование процесса ПВ с использованием нейтральных индикаторов. Результаты показали управляемость процесса, после чего было получено разрешение на проведение опытных работ с активными растворами с попутной добычей.
На опытной стадии работы проводились на двух ячейках, состоящих из одной откачной скважины и четырех за-качных, а также инфильтрационных траншей. На опытной стадии определялась принципиальная возможность отработки руд способом ПВ и оценивался уровень основных технологических показателей. На опытных ячейках 8-0 и 12-0 достигнута степень извлечения, соответствующая уровню традиционных требований к способу ПВ. Удельные расходы реагентов, материалов, электроэнергии, затрат труда по опытным ячейкам показали возможность ведения процесса с достаточно низкой себестоимостью и целесообразность перехода к опытно-промышленным работам.
На опытно-промышленной стадии добыча велась на трех блоках. На блоке БПВ-1, где подавляющая часть запасов сосредоточена ниже УГВ, использовались рядная скважинная фильтрационная система отработки с квадратной ячейкой 10х10 м. Закачка велась в 12 за-качных скважин, а откачка из 6-ти от-качных. Фильтры закачных скважин были расположены как в необводнен-ной, так и в обводненной частях разреза, в интервале слабопроницаемых руд. Фильтры откачных скважин установле-
ны в хорошо проницаемых интервалах с выходом в песчано-глинистую часть. Система предназначена для отработки преимущественно обводненных руд.
На блоке БПВ-2 задействована аналогичная система, но необводненная часть разреза орошалась через поперечные блоку инфильтрационные канавы, пройденные через 2-2,5 м. На этом блоке соотношение запасов ВУГВ и НУГВ равнозначно. Эта комбинированная система предназначена для отработки всей рудной массы. Закачка велась как в закачные скважины, так и в инфильтрационные канавы, откачка из 7-ти откачных скважин.
На блоке БПВ-3, где кора выветривания развита, преимущественно, выше УГВ, использована система комбинаций откачных скважин и закачных канав (инфильтрационная система). Закачка велась только в инфильтрационные траншеи, а откачка из 5-ти откачных скважин.
Выщелачивание проводилось по ок-сихлоридной схеме с концентрацией активного хлора 0,3-0,6 г/л. Золото из растворов извлекалось по механизму сорбции-цементации на активированных углях различных марок (АРВ, АБДК, АГ-3).
Степень извлечения золота из опытно-промышленных блоков БПВ-1,2 уже к 2002 году достигла уровня 50-60 %, соответствующего проектному. Один из важнейших определяющих экономику показателей - удельный расход хлора, составил 0,76-1,33 кг/г. Такой уровень предполагает затраты на хлор не более 5 % от стоимости золота, что является весьма низким показателем. В совокупности достигнутые результаты позволили перейти предприятию к промышленной отработке месторождения.
В период промышленной отработки участок включал 11 блоков, 6 из которых с балансовыми запасами, 5 - с заба-
лансовыми. Характеристика промышленного участка приведена в табл. 1. Общая площадь участка ПВ составляет 17648 м2. Среднее содержание в целом по участку составляет 1,2 г/т, по балансовым рудам - 2,0 г/т, по забалансовым
- 0,5 г/т. Таким образом, по среднему содержанию золота в рудах участок практически не имеет аналогов в практике добычи среди золоторудных месторождений. Среднее содержание в забалансовых блоках тем более претендует на уникальность для отечественной практики добычи из золоторудных объектов.
Блоки ПВ вводились в отработку последовательно:
- БПВ - 1 - 1994-95 г.,
- БПВ - 2,3 - 1995-96 г.,
- БПВ - 4 - 1997-98 г.,
- БПВ - 5 - 2001 г.,
- БПВ - 6 - 2002 г.,
- забалансовые блоки 1999-2004 г.
До начала стабильной работы очередного блока он в течение какого-то времени, иногда до года, находился в стадии закисления и мог работать периодически. Практиковалось также уплотнение и изменение сети откачных скважин, а также инфильтрационных траншей. Первоначально забалансовые блоки вводились в работу с целью перехвата утечек технологических растворов с остаточными концентрациями полезного компонента. В дальнейшем забалансовые блоки стали нормальными добычными единицами.
Количество работающих скважин в блоках постоянно менялось в зависимости от содержания золота в продуктивных растворах или необходимости изменения гидродинамического режима на блоке. Всего в разные годы была задействовано 71 откачная скважина и 18 за-качных. Аналогично, количество канав, их расположение ежегодно менялось
для наиболее полного выщелачивания в зоне аэрации. За время отработки участка было сооружено свыше 7940 п.м. ин-фильтрационных канав общей площадью 6353 м2. Степень покрытия рудной площади канавами составляет, таким образом, 36 %. Ежегодно на всех блоках ПВ, введённых в эксплуатацию, сооружали канавы в направлении, перпендикулярном к сооружённым канавам в предыдущем году.
В целом парк откачных и закачных модулей на участке по производительности был всегда выше, чем реальная производительность участка.
Это позволяло оперативно менять конфигурацию выщелачивающих потоков. Производительность откачных
скважин варьировала от 0,5 до 2,2 м3/ч. Производительность участка составляла 800-1000 м3/сут, причем максимальная приходилась на теплое время года.
Основные технологические показатели в хронологическом порядке всего участка с разделением на балансовые и забалансовые блоки приведены в табл. 2. На рис. 2 приведены графики основных показателей в зависимости от Ж/Т. Отработка велась растворами с содержанием хлора в первый год на уровне 0,6-0,7г/л, далее - 0,3-0,4г/л. Кислотность продуктивных растворов в течение анализируемого периода закономерно снижалась от 3,5 до 2,3. ОВП растворов поддерживался на уровне не ниже 1140 мв.
398
Таблица 1
Геологическая характеристика блоков ПВ.
№ п/п № блока
1 БПВ-1
2 БПВ-2
3 БПВ-3
4 БПВ-4
5 БПВ-5
6 БПВ-6
Итого:
7 22 С1 заб.
8 23 С2 заб.
9 24 С2 заб.
10 25 С2 заб.
11 27 С2 заб.
8 руды, м
М руды, тыс.т
Экономические сорта руд
Площадная продуктивность, г/м2
Среднее содержание, г/т
Аи
Не
Запасы,
Кг
Аи
Аі
Не
Итого:
Всего:
740,8
1159
1313.5
1097.9 976,3
1820.7
7108.2
1821,0
4180.3
1238.6
2028.8
1271,0
10539,7
17647.9
60,79
84,58
73,75
69,25
45,51
72,21
406,09
64,33
145,14
70,41
87,01
68,00
434,89
840,98
богатые (Аи >3,0 г/т)
рядовые (Аи 0,83,0 г/т) рядовые, (Аи 1,53,0 г/т) рядовые (Аи 0,81,5 г/т) бедные, (Аи 0,81,5 г/т) бедные, (Аи 0,81,5 г/т)
убогие (Аи < 0,8 г/т)
убогие (Аи < 0,8 г/т)
убогие (Аи < 0,8 г/т)
убогие (Аи < 0,8 г/т)
убогие (Аи < 0,8 г/т)
350,4
116.7
114.3
146.7
56.0
20,2
112,2
11.1
19.7
22.8
27.3
21,9
20.3
57.3
3,8
1,6
2,0
2,3
1,1
0,5
2,0
0,3
0,6
0,4
0,6
0,4
0,5
1,2
17.7
11.7
11.8
9.3
5.1
6,0
8,9
2.3
2,0
2,6
4.1
3,0
2.5
5.5
6,6
1.9 0,43 0,5 0,8
1,1
1.9
0,4
0,2
0,6
0,3
0,5
0,4
1,1
259.6
135.3
150.1
161.1
54.7
36.8
797.6
20,2
82.4
28.3
55.5
27.8
214,2
1011,8
1209,2
329,8
885.6
651.4
253.6
443.1
3772,7
147.4
264.2
188.4
54.3
202.4
856.3 4629,0
450,9
160,6
32.2
35.0
39.7
77.8
796.2
27.1
18.9 47,4 3,5
35.1
132,0
928.2
399
Таблица 2
Основные технологические показатели отработки участка ПВ
Показатели/год 1994 1995 1996 1997 1998 1999 2000 2001 2002 2003 2004 2005 2006 2007
Объем технологических растворов, тыс. м3
Балансовые блоки 5,2 75,3 147,4 240,6 365,9 510,7 787,1 1052,3 1332,1 1649,7 1927,7 2197,4 2453,6 2691,9
Забалансовые блоки 7,04 29 45,7 115,1 147,4 200,8 252,6 301,8 347,5
Всего по участку 5,2 75 147 241 366 518 816 1098 1447 1797 2129 2450 2755 3039
Отношение Ж:Т
Балансовые блоки 0,01 0,19 0,36 0,59 0,90 1,28 2,01 2,70 3,56 4,43 5,24 6,0 6,8 7,5
Забалансовые блоки 0,00 0,00 0,00 0,00 0,00 0,02 0,07 0,11 0,26 0,34 0,46 0,58 0,69 0,80
Всего по участку 0,01 0,09 0,18 0,29 0,44 0,62 0,97 1,31 1,72 2,14 2,53 2,91 3,28 3,61
Содержание Аи, мг/л
Балансовые блоки 3,23 0,52 0,41 0,55 0,48 0,53 0,50 0,39 0,34 0,29 0,27 0,26 0,23 0,17
Забалансовые блоки 0,54 0,26 0,23 0,18 0,14 0,15 0,15 0,16 0,15
Всего по участку 3,23 0,52 0,35 0,42 0,49 0,54 0,49 0,4 0,36 0,3 0,28 0,27 0,24 0,18
Извлечение Аи (%) из недр.
Балансовые блоки 4,4 6,8 9,3 21,1 26,3 35,2 42,1 46,7 51,1 56,2 59,9 67,10 69,10 72,40
Забалансовые блоки 1,5 5,0 7,1 7,7 8,9 12,8 16,8 21 25,5
Всего по участку 4,4 6,83 7,72 18,2 19,8 23,2 33,8 39,9 43,5 48,97 53,5 56,5 59,0 62,5
Удельный расход хлора (кг/г).
Балансовые блоки 0,29 1,16 1,44 1,00 1,14 0,96 1,06 1,15 1,18 1,24 1,27 1,33 1,38 1,42
Забалансовые блоки 1,11 1,68 1,88 1,92 2,23 2,0 2,09 2,1 2,0
Всего по участку 0,29 1,08 1,42 0,94 1,02 0,94 1,00 1,08 1,10 1,15 1,19 1,24 1,29 1,33
Удельный расход хлора (кг/т).
Балансовые блоки 0,01 0,07 0,15 0,23 0,35 0,52 0,75 0,94 1,11 1,30 1,46 1,52 1,55 1,63
Забалансовые блоки 0,02 0,04 0,06 0,12 0,15 0,19 0,22 0,28 0,31
Всего по участку 0,05 0,2 0,27 0,43 0,5 0,42 0,5 0,57 0,7 0,82 0,87 0,92 0,97 1,06
Рис. 2. Основные технологические показатели участка ПВ
Конечные показатели отработки характеризуют проект как весьма успешный. Степень извлечения по балансовым блокам и по участку в целом достигла уровня, превышающего проектный (56 %), вполне соответствует промышленной практике отработки другими способами и продолжает расти. Расход выщелачивающего реагента весьма низок. При существующем соотношении цены хлора и золота удельный расход 1,3 кг/г в структуре себестоимости дает не более 5 % от стоимости золота. Например, при ПВ урана предельными считаются расходы на реагент на уровне 30 % от стоимости товарного продукта.
Показатели отработки забалансовых блоков также можно считать вполне приемлемыми для экономически эффективной отработки. Содержание золота в растворах на конец анализируемого периода остается на приемлемом экономическом уровне. Тенденция его снижения может позволить продолжать процесс еще как минимум два года. За это время степень извлечения золота может достигнуть 35 %. Уровень удельного
расхода хлора и отсутствие очевидной тенденции его роста также позволяет продолжать отработку.
Показатель Ж/Т в целом по участку вполне соответствует приемлемому уровню для способа ПВ. Очевидно, необычно высокий уровень Ж/Т по балансовым блокам завышен из-за неверной методики расчета. Это справедливо и для Ж/Т по опытно-про-мышленным блокам и опытным ячейкам.
Технические показатели отработки характеризуются следующими параметрами:
- удельный расход сжатого воздуха для раствороподъема закономерно снижался с 40 до 8,5 м3 на 1 м3 раствора за счет совершенствования конструкции эрлифтов;
- расход электроэнергии в ходе отработки вырос примерно в два раза: с 7,0 до 15,5 квт* час на 1 г золота;
- затраты буровых работ на вскрытие руды составили в конечном итоге 15,0 пог. м на 1 кг подготовленных запасов,
- расход п/э труб - 35 пог. м на 1 кг запасов,
- расход угля 200 кг/кг добытого золота,
- трудозатраты - 2,6 чел*мес на 1 кг добытого золота,
- расход ГСМ - 0,15 кг/г,
- переработка концентратов - 0,1 г/г.
Все технические показатели также
свидетельствуют о высокой экономии-ческой эффективности процесса. Так, расход электроэнергии, основная доля которой тратилась на раствороподъем, на конечный период эквивалентен затратам 30-40 руб. на 1 грамм золота. Расходы на бурение получаются также незначительными - 20-30 руб. на 1 г добытого золота. Зарплата персонала не превышает 10 % от стоимости продаваемого золота.
Золото из растворов извлекалось сорбцией-цементацией на активированный уголь различных марок. После определенного этапа поисков выбран уголь марки АГ-3. Степень извлечения золота из растворов на начальном этапе была весьма низкой - около 70 %. К концу отработки этот показатель в основном за счет улучшения технологической дисциплины доведен до 96 %.
Нарушителем технологического благополучия на участке является ртуть, сопутствующая золоту в рудах. Ее содержание в рудах в 4-5 раз выше золота. Ртуть легко выщелачивается из руд. Выходные кривые по ртути в откачных скважинах, в целом, повторяют закономерности, характерные для золота. Подключение новых ячеек и блоков вызывали очередное повышение содержания ртути в растворах. Общая же тенденция
- снижение содержания по мере отработки блоков. Содержание ртути снизилось от ~ 16-18 на начальном этапе до ~ 1-0,5 мг/л на конец 2007 года. Ртуть выводится из растворов вместе с золотом на уголь. Наличие золота в угольном концентрате потребовало разработать
дополнительную технологическую операцию при переработке угля - предварительную демеркуризацию концентрата. После демеркуризации уголь озоля-ется, зола поступает в плавку.
Серебро в рудах содержится в малых количествах. Отношение Л§/Ли в среднем по месторождению составляет 4:1. Промышленного интереса такие содержания не представляют. Технология выщелачивания не предполагает перевод серебра в раствор. Однако, по мере накопления хлор-иона в оборотных растворах, серебро начало переходить в раствор. К концу анализируемого периода содержание серебра в растворах достигло 0,1-0,15 мг/л. В товарной продукции серебро уже фиксируется как попутный компонент. В стоимостном выражении доля серебра составляет 1-2 %.
Геотехнологические свойства выщелачиваемых руд и пород: кислотоем-кость и восстановительная емкость в целом позволяют вести процесс и при более низких концентрациях хлора. Сложные геолого-гидрогеоло-гические условия отрабатываемого блока являются причиной широкого диапазона остаточных содержаний хлора в растворах - от 0 до 150 мг/л (среднее 80 мг/л). В блоках, с более равномерным литологическим составом руд хлор расходуется более полно, в ячейках с прослоями аномально-высокой водопроводимости наблюдаются проскоки высоких концентраций хлора в откачку.
Подавляющая часть остаточного хлора гасилась на угле до хлор-иона, снижая, таким образом, восстановительную емкость активированного угля по золоту. Хлор, выделившийся в газовую фазу за счет отдувки при эрлифтном раствороподъеме, используется вторично путем поглощения его маточными растворами сорбции.
Особого внимания заслуживает такой показатель как время отработки. От начала эксплуатации первых ячеек и блоков прошло 14 лет, но за это время ни одна из откачных скважин полностью не выведена из эксплуатации. Можно говорить о том, что отсутствие опыта ПВ в корах выветривания было причиной несовершенства систем отработки, режимов выщелачивания, технологических схем, что и привело к столь длительному времени отработки. Но, очевидно и другое - ускорить отработку можно лишь частично. Высокая литолого-фильтра-ционная неоднородность кор выветривания требует длительного времени выщелачивания. Интенсификация процесса выщелачивания за счет дополнительных расходов на сгущение сети, увеличения концентрации выщелачивающих реагентов может существенно обременить экономику процесса. Время отработки, таким образом, является одним из главных параметров, регулирующих экономику процесса. Количественно срок от-
работки может быть определен только в результате натурных испытаний.
Резюмируя, можно констатировать, что результат первого в мире опыта промышленной отработки золоторудного месторождения в корах выветривания способом подземного выщелачивания следует признать абсолютно успешным. Слагающие успеха включают с одной стороны благоприятные геолого-гидрогеологичес-кие условия и технологические свойства руд, с другой стороны - найденные в ходе изучения месторождения, опытных и опытнопромышленных испытаний адекватные технические и технологические решения.
Успешный опыт отработки Гагарско-го месторождения способом ПВ позволяет прогнозировать появление нового промышленного типа руд - «относительно бедные золотоносные коры выветривания». Запасы таких руд на Урале и в других регионах РФ могут достигать десятки и сотни тонн, та
— Коротко об авторах -------------------------------------------------------------------
Докукин Ю.В. - гл. инженер ООО «Геопоиск», г Екатеринбург,
Заболоцкий А.И. - кандидат геолого-минералогических наук, доцент ГОУ ВПО «Уральский государственный технический университет-УПИ» им. Первого Президента России Б.Н. Ельцина, г. Екатеринбург.
Рецензент канд. геолого-минерал. наук Б.А. Миронов, ВНИХТ.
А
