CC BY
118
ІНАР 15 :
)клаД На ШШОЗШШ НІНЕДЕШЯ і горняк а
2000'
И
і;М®СКіВА,:;Мі;Ш,і:3:1;«нв&ряші!4шфе»рал»:;2000:і;гояа:
^ Г.А. Прохоренко, 2000
УДК 622.73
Г.А. Прохоренко
ПРИМЕНЕНИЕ КУЧНОГО ВЫЩЕЛАЧИВАНИЯ ЗОЛОТА ИЗ РУД ТЕХНОГЕННЫХ
А
нализ изменения критериев разделения горной массы золоторудных месторождений на породу, балансовую и забалансовую руду за последние 30-50 показывает, что эти критерии с течением времени значительно изменились и продолжают меняться. Происходит это в результате внедрения новых технических и технологических решений, снижающих себестоимость извлечения золота.
Программа увеличения объемов производства золота в КызылКумском промышленном регионе обусловила необходимость поиска новых путей расширения сырьевой базы, заставив обратить пристальное внимание на освоение техногенных месторождений.
Ориентация на переработку забалансовой руды была принята в качестве перспективного направления в развитии Зарафшанского золотоизвлекательного комплекса практически с самого начала его существования. Для этого уже в первые годы в карьере Мурунтау велись раздельная добыча и складирование товарной и забалансовой руды и вскрышных пород.
Первоначально к забалансовой руде относилась руда с содержанием 2,0-2,5 г/т, которая укладывалась в так называемый склад №2 и руда с содержанием 1,5-2,0 г/т (склад №3). Затем стали выделять в отдельный грузопоток и руду с содержанием 1,01,5 г/т (склад №4), рассматривая ее как перспективную сырьевую базу для новых или модернизированных технологий, а также для гидрометаллургического завода №2 (ГМЗ-2). Горная масса с
содержанием менее 1,0 г/т до настоящего времени относится к породам вскрыши и отдельно не складируется. Таким образом, уже к 1991 году, на борту карьера Мурунтау образовалось техногенное месторождение золотосодержащего сырья, представленное сотнями миллионов тонн забалансовой руды с содержанием свыше 1,1г/т и вскрышных пород со средним содержанием около 0,5 г/т.
Первые исследования по кучному выщелачиванию золота (из руд забойной крупности из подземной добычи) на месторождении Мурунтау были проведены еще в 1976 году, результаты которых были весьма обнадеживающими. Но они по причинам далеко не экономического характера не были востребованы. К вопросу кучного выщелачивания вернулись в 1991 году, уже с привлечением компании №%топ№оМ. Металлургические исследования проб забалансовых руд Мурунтау велись одновременно в научно-исследова-тельском центре Ньюмонт-голд в Солт-Лейк-Сити и в Узбекском центре в Ингечки. Основная часть исследований была направлена на определение оптимального размера частиц при дроблении, который требуется для получения экономически приемлемых показателей из-
влечения золота по технологии кучного выщелачивания.
Первые испытания показали, что из руды крупностью -25 мм извлекается 32 %, а из руды крупностью -1,7 мм - уже 90 % золота. В дальнейшем для определения влияния крупности материала на извлечение и определения рациональной степени его дробления была применена следующая методика стадийного выщелачивания:
• выщелачивание в колоннах материала крупностью -75 мм (извлечение -20 %);
• промывка, измельчение одной части материала до крупности до -12,5 мм, а другой - до крупности -6,5 мм;
• раздельное выщелачивание материала в колоннах.
В результате такого эксперимента из материала крупностью -12,5 мм было дополнительно извлечено 23 %, из материала крупностью -6,5 мм - 32 % золота, а для промышленного внедрения (для цены на золото $350 за тройскую унцию) - рекомендовано измельчение материала до класса -6 меш (-3,35 мм) с предварительной агломерацией перед укладкой в штабель (расход цемента 6 кг/т).
Здесь необходимо отметить, что результаты исследований в лабораториях США и Узбекистана отличались лишь на величину погрешностей приборов и экспериментов. В конечном итоге фактическое извлечение золота составляет сегодня 58 % (60 % по ТЭО), но выпуск золота значительно выше проектного из-за увеличения производительности завода дроблению рудной массы.
Предприятие по кучному выщелачиванию золота было введено в эксплуатацию в мае 1995 года. За истекший период научные исследования вокруг этого процесса не прекращались. В частности было обнаружено, что в результате взаимодействия циа-
Таблица 1
ПОКАЗАТЕЛИ РАБОТЫ ПРЕДПРИЯТИЯ КУЧНОГО ВЫЩЕЛАЧИВАНИЯ ЗОЛОТА
Показатели Значение
1995 1996 1997 1998 1999
Количество переработанной руды, тыс. т 4 205 11 222 13 285 13 542 13 602
Содержание золота, г/т 1,78 1,81 1,72 1,76 1,93
Выпуск золота, кг 761 9 535 13 683 11 724 17 029
Извлечение, % 47 58 49 65
Суммарное количество зо- 761 10 296 23 979 35703 52732
нистых растворов с рудным материалом в оборотных растворах накапливаются неорганические примеси, которые приводят к уменьшению растворяющей способности цианистых растворов. При этом снижение извлечения золота достигает 5-8 %. Для повышения степени извлечения и скорости выщелачивания возможно
периодическое обессоливание продуктивных растворов с применением ка-тионитовых и анионитовых фильтров.
Тем не менее, внедрение совместно с американской компанией "Ньюмонт-Голд" кучного выщелачивания золота из забалансовой руды карьера Мурунтау позволило значительно расширить активные запасы и увеличить выпуск золота по предприятию более, чем на 20 %.
Накопленная в породных отвалах горная масса к использованию проектами не предусматривается. Тем не менее, она все-таки представляет определенный интерес как золотосодержащее сырье, принципиально пригодное для промышленной переработки с целью получения дополнительного количества золота.
По пространственному положению, вещественному составу и технологическим признакам вскрышные породы карьера могут быть разделены на две группы: вскрышные породы в контурах рудной зоны (внутренняя вскрыша) и вскрышные породы за
контуром рудной зоны (внешняя вскрыша). В процессе разработки месторождения эти породы складировались бессистемно, а среднее содержание золота в отвалах составляет 0,35 г/т. Таких пород к настоящему времени накоплено около 500 млн. м3 (—
1300 млн. т). Но по предварительной оценке в отвалах могут быть выделены участки с общими запасами 250 млн. т и повышенным содержанием золота (0,7 г/т). В частности, в настоящее время в отвалах комплекса циклично-поточной технологии (ЦПТ) среднее содержание золота составляет 0,60 г/т, а в породах внутренней и внешней вскрыши, транспортируемых им, соответственно - 0,87 и 0,27 г/т. При выделении
в отдельный грузопоток пород внутренней вскрыши возможно на протяжении 20-25 лет получать ежегодно по 5-6 млн. т горной массы с содержанием 0,7-0,8 г/т.
По оценкам корпорации «Нью-монт Майнинг» (США) содержание золота в породах, предназначенных для кучного выщелачивания, должно быть не менее 0,01 унции на тонну (при цене $350 за тройскую унцию). Поэтому отвалы карьера Мурунтау оценены именно с точки зрения экономической целесообразности их переработки методом кучного выщелачивания. При этом основное внимание было уделено определению рациональной крупности перерабатываемой низкосортной горной массы, поскольку измельчение является наиболее существенным элементом эксплуатационных затрат. Результаты этих исследований показывают, что при содержании золота в руде
0,7-0,8 г/т на выщелачивание должно подаваться горная масса крупностью -10 мм. Такое измельчение материала позволяет извлечь 46 % золота, что является экономически целесообразным по уровню рентабельности производства (рис. 1, 2).
Другим направлением исследований по вовлечению вскрышных пород в переработку явилось попытка объединения процессов открытых горных работ с процессами кучного выщелачивания. Это связано с тем, что значительное количество таких пород (56 млн. т/год) может быть направлено на кучное выщелачивание непосредственно из карьера. С этой целью изучен гранулометрический состав горной массы, определена оптимальная степень взрывного дробления массива с учетом кучного выщелачивания и разработаны технологические схемы, предусматривающие использование эффекта обогащения мелких фракций.
С экономической точки зрения объединение процессов открытых горных работ с процессами кучного выщелачивания сулит существенные выгоды, поскольку процессы дробления и штабелирования уже используются в существующей схеме циклично-поточной технологии. Проработаны вопросы выдачи пород внутренней вскрыши непосредственно в штабель для выщелачивания традиционным методом, а также нетрадиционными методами с образованием искусственных селевых потоков при использовании существующих отвалообразова-телей и подачей продуктивного раствора непосредственно на консоль от-валообразователя. Промышленные исследования на панелях выщелачивания СП Зарафшан-Ньюмонт показали, что при определённых величинах расхода продуктивных растворов оползневые явления развиваются в штабеле уже при высоте 10-20 мет-
Рис. 1. Зависимость экономического эффекта при кучном выщелачивании от степени измельчения золотосодержащих пород вскрыши
Рис. 2. Зависимость рациональной степени дробления руды от содержания золота
Рис. 3. Зависимость энергозатрат по процессам от размера среднего куска разрыхлённой горной массы
ров, а при дальнейшем увеличении расхода могут переходить в селевые потоки, которыми можно управлять.
Гранулометрический состав взорванной горной массы изучался в экскаваторных забоях и отвалах, что позволило оценить его изменение в процессе выемочно-погрузочных, транспортных и складских работ. При этом установлено, что на пути от забоя до отвала выход класса -5 мм увеличивается в 2,5 раза, класса -25 мм в 1,45 раза при одновременном уменьшении класса +100 мм в 2,0 раза (табл. 2).
Степень взрывного дробления массива определялась в системе «забой ^ штабель» путем оптимизации энергозатрат в технологическом потоке «бурение ^ взрывание ^ автомобильный транспорт ^ крупное дробление ^ конвейерный транспорт ^ среднее дробление ^ мелкое дробление ^ складирование». Обобщенные результаты представлены графически на рис.3. При этом для определения удельного расхода ВВ использовалась эмпирическая формула, полученная для условий золоторудных месторождений Кызылкумского региона:
q = -0,00340сж 1Мср , где q - удельный расход ВВ (граммо-нит 79/21), кг/м3; стсж - предел прочности пород на сжатие, МПа; dср -средний размер куска взорванной горной массы, м.
Технологические схемы, предусматривающие использование эффекта обогащения мелких фракций горной массы, основаны на сегрегации пород при отсыпке отвалов консольными отвалообразователями, в результате которой верхняя часть отвала формируется преимущественно из мелких фракций. При этом установлено, что коэффициент обогащения золотом класса -25 мм составляет 1,24, класса -10 мм - 1,31, класса -5 мм - 1,49 и класса -1 мм - 1,62, что существенно повышает экономическую целесообразность использования
верхней наиболее обогащенной части (40-50 %) отвала комплекса ЦПТ для кучного выщелачивания.
При разработке золоторудных месторождений Кызылкумского региона в ряде случаев в значительных количествах появляется руда, содержащая естественные сорбенты - углистые вещества. Эффективность переработки таких руд весьма низкая. Так, из руд, содержащих до 60% углистых сланцев, извлекается всего 11 % золота, а остальное переосаждается и поэтому безвозвратно теряется. Поэтому при-
Таблица 2
ГРАНУЛОМЕТРИЧЕСКИЙ СОСТАВ ВЗОРВАННОЙ ГОРНОЙ МАССЫ В ЗАБОЯХ И ОТВАЛАХ
Класс материала, мм Выход фракции, %
В забое В отвалах
+100 20,0 9,7
-100+50 18,0 18,7
-50+25 18,0 12,6
-25+10 19,0 1З,7
-10+5 12,0 11,2
-5 1З 0 З4 З
сутствие даже небольшого количества естественных сорбентов заметно сказывается на показателях переработки.
Устранить этот недостаток можно, применив в процессе кучного выщелачивания органический депрессор (изобретение Российской компании ФЛОТЭК), который блокирует осаждение золота из продуктивного раствора на естественные сорбенты. Использование такого депрессора в исследованиях материала с содержанием 60 % углистых сланцев показало увеличение извлечения с 19,7 % до 39,6 %. Кроме того, было установлено, что депрессор не только подавляет сорбционную активность природных сорбентов, но и существенно увеличивает скорость фильтрации продуктивных растворов через рудную массу (в 1,2-1,4 раза).
Таким образом, оценивая полученные результаты, можно сделать вывод о том, что отвалы карьера Мурунта представляют собой типичное техногенное месторождение со значительными запасами золота, которые постоянно пополняются за счет пород внутренней вскрыши и являются перспективной сырьевой базой для кучного выщелачивания золота.
В целом в результате проведенных исследований подтверждена экономическая целесообразность переработки золотосодержащих вскрышных пород карьера Мурун-тау методом кучного выщелачивания. Предлагаемая схема процесса для существующих породных отвалов включает: выделение в отвалах вскрышных пород зон с повышенным содержанием золота, селективную разработку отвалов, измельчение исходного материала до класса -10 мм; загрузку площадки кучного выщелачивания, выщелачивание золота цианистыми растворами с сорбцией на ионообменную смолу с последующей регенерацией насыщенной смолы и получением готовой продукции на ГМЗ-2.
Схема процесса для переработки пород текущей внутренней вскрыши включает:
• дробление взрывом при увеличенном удельном расходе ВВ
• экскавацию и доставку на дробилку КВКД существующего комплекса ЦПТ
• дробление материала и транспортирование конвейерами до площадки выщелачивания
• загрузку площадки выщелачивания существующим отвалообразова-телем
• выщелачивание золота с сорбцией на ионообменную смолу
• десорбция с получением аффинированного золота на ГМЗ-2.
Прохоренко Геннадий Алексеевич кандидат технических наук, зам. генеральною директора Навоийского горно-металлург ического комбината.
