Научная статья на тему 'Прогрессивные технологии переработки золотосодержащего сырья: кучное и подземное выщелачивание'

Прогрессивные технологии переработки золотосодержащего сырья: кучное и подземное выщелачивание Текст научной статьи по специальности «Энергетика и рациональное природопользование»

CC BY
552
194
i Надоели баннеры? Вы всегда можете отключить рекламу.
i Надоели баннеры? Вы всегда можете отключить рекламу.
iНе можете найти то, что вам нужно? Попробуйте сервис подбора литературы.
i Надоели баннеры? Вы всегда можете отключить рекламу.

Текст научной работы на тему «Прогрессивные технологии переработки золотосодержащего сырья: кучное и подземное выщелачивание»

ДОКЛАД НА СИМПОЗИУМЕ «НЕДЕЛЯ ГОРНЯКА - 99» МОСКВА, МГГУ, 25.01.99 - 29.01.99_______

Г.Г. Минеев, проф., д.т.н., С.Б. Леонов, проф., д.т.н.,

ИрГТУ ИрГТУ

ПРОГРЕССИВНЫЕ ТЕХНОЛОГИИ ПЕРЕРАБОТКИ ЗОЛОТОСОДЕРЖАЩЕГО СЫРЬЯ: КУЧНОЕ И ПОДЗЕМНОЕ ВЫЩЕЛАЧИВАНИЕ

В России работы в области кучного выщелачивания золотосодержащих руд проводятся с начала 70-х годов. Выполнен значительный объем экспериментальных исследований и осуществлен анализ сырьевой базы действующих предприятий и ряда территориальных геологических управлений с целью выявления руд, пригодных для переработки по технологии кучного выщелачивания. Исследованы руды и рудные отвалы более чем 30 месторождений. Доказана технологическая и технико-экономическая эффективность промышленного освоения кучного выщелачивания на ряде предприятий различных регионов страны, при этом ожидаемая рентабельность составляет 20% и более к производственным фондам [1-3].

Широкое использование прогрессивных технологий кучного, а тем более подземного выщелачивания золота будет определяться результатами поиска и натурных испытаний нетоксичных или малотоксичных растворителей, к которым могут быть отнесены хло-рид-гипохлоритные растворы, тио-карбамид, гуминовые кислоты, а также продукты жизнедеятельности микроорганизмов [4].

Удельная скорость растворения золота в хлорид-гипохлоритном растворителе более чем в три раза выше удельной скорости взаимодействия этого металла с цианидом. Выявлена достаточная устойчивость золотосодержащих хло-рид-гипохлоритных растворов даже в области рН, близкой к нейтральной. Экологическая безвредность этих растворов при подземном и кучном выщелачивании обеспечивается тем, что, растекаясь при контакте с геологическими

породами, гипохлорит натрия восстанавливается до хлорид-иона, который является основным компонентом многих природных подземных вод [5].

Повышенный интерес к тио-карбамиду объясняется не только низкой по сравнению с цианидами токсичностью, но, главным образом, более благоприятной кинетикой кислотно-тиокарбамидного выщелачивания золота и серебра, а также селективностью взаимодействия. Основным условием успешного проведения процесса выщелачивания тиокарбамидом является регулирование окислительно-восстановительного потенциала путем соответствующего контроля за подачей окислителя, что обеспечивает минимальное разложение реагента и исключает пассивацию золота.

Интерес к белковым остаткам (аминокислотам, пептидам, полипептидам) и белкам как растворителям золота обусловлен тем, что они образуют с золотом достаточно устойчивые растворимые комплексы, селективны, нетоксичны. Целесообразность использования различных биоорганических продуктов, а также белковых гидролизатов обусловлена тем, что последние являются отходами производства некоторых отраслей промышленности.

Возможным растворителем благородных металлов в условиях геотехнологии являются гумусовые вещества. Гуминовые кислоты - природные органические соединения, они не токсичны, дешевы, технология их получения проста, а сырье для производства доступно. Золоторастворяющая активность гуминовых кислот существенно возрастает после их модифицирования

азотной кислотой и нитрующей смесью с последующей обработкой продукта сульфитом натрия.

Впервые в отечественной практике рассмотрены техника и технология кучного выщелачивания рудного сырья в масштабе от 50 т до 2000-2500 т за цикл обработки на основе использования нетоксичных, малотоксичных растворителей золота и цианистого натрия в период 1970-1975 годов.

На промышленной установке кучного выщелачивания (рис. 1) переработано 4500 т песчаноглинистых руд Куранахского поля, получено 3,065 кг золота из весьма бедного (1,2-1,5 г/т Ап) минерального сырья забойной крупности при извлечении металла в пределах 50-60% (в качестве растворителя использовался цианистый натрий). При высоте штабеля 2,5-3,0 м с увеличением содержания глинистых минералов в рудах с 15 до 60% скорость фильтрации растворов уменьшается с 25 до 0,4 см/сут, а продолжительность кучного выщелачивания возрастает с 15 до 120 сут. В первую очередь целесообразно перерабатывать руды с содержанием глины не более 30-35%, при этом производительность установки по продуктивным растворам может быть доведена до 15 л/т сут. Расход воды на смачивание, восполнение потерь на испарение и выщелачивание не превышает 0,1 м3/т руды. Учитывая экстенсивность процесса отмывки растворенного золота при кучном выщелачивании песчано-глинистых руд, целесообразна одноцикличная сезонная обработка крупномасштабных рудных штабелей.

Для кучного выщелачивания золота гидролизатами микроорганизмов была смонтирована уста

новка и проведены испытания на песчаной руде (0,75 г/т Аи) крупностью - 300+0 мм при весе рудного

штабеля 50 т (рис. 2).

Выщелачивание руды до необходимых остаточных концентраций едкого натра в выходных фильтрах (не менее 8-10 г/л) было обеспечено за первые 5-6 сут. В этот же период возрастала концентрация золота в получаемых растворах и достигла наибольшего значения. Цикл растворения золота

завершился за указанный промежуток времени, наступила стадия отмывки растворенного металла.

При средней скорости фильтрации

растворов 12-15 л/тсут за 12 сут было извлечено 46,7% золота при остаточном содержании его в хвостах 0,4 г/т, в целом при кучном осуществлении процесса достигнуты такие же показатели, что и в условиях перколяции. За период испытаний израсходовано 0,6 кг/т биомассы микроорганизмов (белок-

содержащих дрожжей микробиологического синтеза из парафинов), 0,4 кг/т перманганата калия и 4 кг/т гидроксида натрия. Технологические схемы кучного выщелачивания золота из руд биохимическими растворителями представлены на рис. 3.

Растворы тиомочевины испытаны на опытной установке кучного выщелачивания золота из песков (вес штабеля 300 т). За период испытаний (180 сут) было извлечено 62,6% золота при исходном его содержании 143 мг/т и средней крупности частиц металла 0,354

0,354 мм. Расход тиомочевины и серной кислоты соответственно составил 1,8 и 42 кг/т. Наряду с положительными свойствами тио-мочевины как растворителя золота выявлен в условиях фильтрационного выщелачивания ряд ее недостатков, в частности, длительность операции закисления и высокий расход кислоты, обогащенность получаемых растворов элементами-примесями, кольматация пор при обработке карбонатных продуктов.

В настоящее время начался период активного использования технологии кучного выщелачивания руд особенно в старательской золотодобыче. В 1994 г. сдана в эксплуатацию первая в России установка кучного выщелачивания в Хакассии (Красноярский край) производительностью 100 тыс.т руды за сезон. При этом получено около 320 кг золота и затраты на сооружение установки были полностью окуплены. Ведется подготовка к внедрению технологии кучного выщелачивания золота на ряде других рудных объектов.

Оценивая дальнейшие перспективы кучного выщелачивания в золотодобыче нашей страны, полагаем, что в первую очередь эта технология может быть применена для выщелачивания золота из руд маломощных месторождений (где невыгодно строить фабрики из-за недостаточных запасов и большой удаленности) с использованием передвижных комплексов рудо-подготовки, переработки растворов и получения товарной продук-

Рис. 1. Аппаратурно-технологическая схема опытно-промышленной установки кучного выщелачивания:

1 - пруд-ороситель; 2 - штабель руды; 3 - траншея для сбора дренажных растворов; 4 - шламоотстойник (9 м ); 5 - вентили по линии сорбции; 6 - сорбционные колонны (И = 2 м, V = 1,3 м ); 7 - сборник обеззолоченных растворов (5 м ); 8 -емкость для приготовления растворов (5 м ); 9 - насос на оросительной линии; 10 - емкость с известковым молоком (4 м ); 11 - емкость крепкого цианистого раствора (4 м ); 12 - циркуляционный насос; 13 - магистраль исходного раствора

Рис. 2. Схема цепи аппаратов установки кучного выщелачивания руды дрожжевыми гидролизатами:

1- штабель руды; 2 - шламоотстойник; 3 - сорбционные колонны; 4 - приемная емкость; 5 - насос; 6 - расходная емкость; 7 - емкость для гидролиза биомассы; 8 - отстойник (накопитель); 9 - емкость для воды; 10 - нагревательный элемент

ции. Особенно эта технология эффективна для исходного сырья с мелким золотом, теряемым при применении обычных методов обогащения.

Сформированы основные требования к россыпным золотоносным месторождениям, пригодным для подземного выщелачивания.

Первоочередными и наиболее перспективными для такой технологии являются мерзлые россыпи и россыпи погребенных речных долин с каньонообразным руслом залегания, гидрогеология которых практически исключает неконтролируемую утечку растворителя.

Для проведения опытнопромышленных испытаний технологии подземного выщелачивания золота был выбран участок россыпи в пойме р. Берелех прииска "Экспериментальный" объединения "Северовостокзолото". Геологомерзлотная характеристика участка соответствовала предъявленным требованиям: устойчивое

мерзлое состояние торфов и песков, мощность деятельного слоя не превышала 0,8-1,0 м; породы плотика представлены плотными глинистыми сланцами; незначитель-

ная (8,8-11,1 м) глубина залегания пласта и отсутствие глинистого

материала в зоне выщелачивания Существенным недостатком выбранного полигона являлось то, что золото в песках было представлено преимущественно крупными фракциями - частицы его размером -3+1 мм содержались в количестве 70%. Пески, в основном, представлены кварцем (70%), а также алюмосиликатами (.18%') и железистыми минералами (6%). Исходное содержание золота в песках составляло около 230 мг/м3 при средней мощности пласта 1,14 м.

Рабочая площадка размером 25х40 м была углублена на 5 м до гравийно-галечных отложений, а выбранный материал использован для формирования мерзлотозащитного вала по периметру опыт-

ного полигона с целью ликвидации возможных утечек растворителя с грунтовыми водами деятельного слоя. Для защиты опытного участка от паводковых вод была предусмотрена нагорная канава, охватывающая участок с трех сторон. Поверхностные воды, находившиеся непосредственно на рабочей площадке, с помощью водоотводной канавы направляли в шурф-водосборник, откуда насосом подавали на обезвреживание и затем сбрасывали в водоотстойник.

Проведены гидроигловая от-тайка рыхлых отложений рабочей зоны и гидродинамическое опробование пласта откачками. Установлено, что коэффициент фильтрации пород рабочей зоны составил 150-200 м/сут, а водоотдача пласта на рабочем горизонте -40 м3 на 1 м понижения. Геотермические наблюдения по внешнему периметру полигона показали, что талая зона окружена мерзлыми водонепроницаемыми породами с температурой от -6 до -80С, гидравлическая связь ее с окружающей средой и грунтовыми водами долины р. Берелех отсутствует.

Для проведения подземного выщелачивания золотоносных песков была принята кольцевая система расположения скважин с диаметром -рабочей зоны ТО м (центральная откачная скважина и шесть наливных по окружности блока). Скважины диаметром 250 мм были пройдены глубиной до 6,2 м и с углублением в плотик россыпи на 0,5 м. Все скважины оборудованы фильтрационными колоннами диаметром 130 мм с нижней заглушкой (фильтры щелевые длиной 2 м, размер щелей 60х2,5 мм, количество щелей по периметру 31, скважность 10-12%) Засыпка за-трубного пространства была проведена гравийным материалом.

Схема установки подземного выщелачивания золота приведена на рис. 4. Подачу растворов из от-качной скважины производили погружным насосом НПС-3(1) со средней производительностью 2,4 м3/ч. По трубопроводу (2) растворы поступали в приемный узел (3),

Рис. 3. Технологическая схема кучного выщелачивания золотосодержащей руды биохимическими растворителями

состоящий из трех емкостей по 12 м3 каждая, а затем их перекачивали насосом 2К-6 (4) по трубопроводу (5) в напорную емкость 10 м3

(6). В узел сорбции золота (8) с загрузкой 100 кг смолы АМ-2Б рас творы поступали по трубопроводу

(7) самотеком, а обеззолоченные фильтраты накапливались в рас-

пределительной емкости 10 м3 (9), где их подкрепляли реагентами до необходимых концентраций. Приготовленный растворитель после аэрации воздухом от компрессора СО-7 (10) через электроподогреватель 24 кВт (II) подавали по распределительному трубопроводу (12) в наливные скважины (13). Резким работы установки непрерывный, по

замкнутому циклу, с периодическим выводом обеззолоченных растворов в узел обезвреживания на 50 м3 (16) и выпуском их в отстойник. Управление процессом осуществляли через пульт (14). Натурные испытания подземного цианирования золотоносных песков были начаты с заще-лачивания пласта, которое проводили растворами едкого натра в течение 10 сут до получения стабильных показателей щелочности цир-кулируемых фильтратов (рН 89). Затем в процесс вводили цианистый натрий и выщелачивание золота осуществляли на протяжении 53 сут. Средняя концентрация цианистого натрия в растворах находилась 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, то есть дополнительный приток вод составлял 9,9 м3/сут и был вызван таянием мерзлых пород в зоне выщелачивания, фильтрацией деятельного слоя, проникновением поверхностных осадков. Если последние два источника притока вод могут быть устранены путем промо-розки .(экра-нирования) покрывных пород рабочего полигона, то первый источник является постоянно действующим и особенно интенсивным при использовании подогретой воды. По данным теплофизических расчетов при средних (26 и 80С)

температурах растворов, подаваемых в пласт и откачиваемых из зоны выщелачивания, водоприток от таяния мерзлых пород соответственно составил около 5,9 м3/сут или 60% от общего водопритока. Радиус талой зоны песков за период выщелачивания увеличился с 5 до 7,1 м, а объем обрабатываемых песков составил 180 м3.

Содержание золота в откачиваемых растворах колебалось в интервале 10-75 мг/м3. Здесь же было обнаружено также 8-10 мг/м3 Ag , 3-9 г/м3Си , 14-50 г/м3 Fe и 0,2-0,7 г/м3 2п. За период испытаний в раствор было извлечено 73,2% золота, из них на смолу АМ-2Б только 28,5%, что обусловлено значительным разбавлением продуктивных фильтратов.

В целом проведенные испытания показали возможность и перспективность извлечения золота из многолетнемерзлых россыпей подземным выщелачиванием. Для подготовки к более масштабным испытаниям и оценки перспектив внедрения технологии подземного выщелачивания россыпей необходимо решить ряд проблем, в том числе:

♦ направленное оттаивание золотоносного пласта глубокозале-гающих россыпей;

♦ предохранение рабочих блоков россыпей от притока талых и грунтовых вод (создание искусственных завес вокруг зон выщелачивания);

♦ получение в необходимых количествах ранее рассмотренных малотоксичных иди нетоксичных растворителей золота и технологическая оценка их в условиях пластового выщелачивания.

СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ

1. Черняк А.С. Химическое обогащение руд.-М.:Недра, 1987.-224 с.

2. Минеев Г.Г., Леонов С.Б. Кучное выщелачивание золотосодержащих руд.-Иркутск, ИрГТУ, 1997.-100 с.

3. Минеев Г.Г., Синакевич А.С., Строганов Г.А. Промышленные испытания технологии кучного выщелачивания золота из бедных песчаноглинистых руд // Цветные металлы, 1997, №7.-С.77-80.

4. Минеев Г.Г., Панченко А.Ф.

Рис. 4. Схема опытно-промышленной установки подземного выщелачивания золота:

1 - насос НПС-3 на центральной откаточной скважине; 2 - трубопровод от НПС-3 к приемному узлу; 3 - приемный узел; 4 - центробежный насос 2К-6; 5 - трубопровод напорной емкости; 6 - напорная емкость; 7 - трубопровод от напорной емкости к сорбционному узлу; 8 - сорбционный узел; 9 - распределительная емкость; 10 - компрессор СО-7; 11 - электроподогреватель; 12 - наливные скважины; 13 - распределительный трубопровод; 14 - пульт управления; 15 - узел обезвреживания

Растворители золота и серебра в гидрометаллургии.- М.: Металлургия,

1994.-260 с.

5. Черняк А.С., Минеев Г.Г., Ми-

неева Т.С. Перспективные растворители благородных металлов в геотехнологии. Сб. Проблемы комплексного использования руд. Тез. докл. 2-го

Международного симпозиума.- Санкт-Петербург, 1996.-С. 156-157.

© Г.Г. Минеев, С.Б. Леонов

i Надоели баннеры? Вы всегда можете отключить рекламу.