Scientific journal
International Journal of Applied and fundamental research
ISSN 1996-3955
ИФ РИНЦ = 0,593

IMPROVEMENT OF TECHNICAL AND ECONOMIC CHARACTERISTICS OF HEAP LEACHING OF GOLD

Kozhogulov K.Ch. 1, 1 Bitimbayev M.Zh. 2 Zhumabayev E.I. 3
1 Institute of geomechanics and earth exploration National Academy of Sciences of Kirgistan
2 National Engineering Academy of the Republic of Kazakhstan
3 Institute of geological sciences named after K.I. Satpaev of Kazakhstan
1485 KB
Experience of gold producing enterprises, which learnt the application of heap leaching of gold even in harsh environmental conditions, considerable deposits of gold, big amount of small and medium size gold fields, as well as huge deposits of gold man-made raw materials which accumulated over decades in slag-heaps and tailing pits of gold producing and processing plants of ferrous and non-ferrous metallurgy, improving the investment climate in the country, improvement of the legal base – all these factors encourages development of gold production industry and especially broadening of gold production by heap leaching method.
heap leaching
gold
slag-heaps
tailing pits
method

Главными типами руд, пригодными для цианирования и цианидного кучного выщелачивания, являются:

- окисленные руды,

- сульфидные руды, в которых благородные металлы не являются тесно ассоциированными с сульфидными минералами;

- руды коренных месторождений и россыпи, содержащие тонкое золото или частицы с высоким отношением площади поверхности к весу.

Пригодность для кучного выщелачивания определяется по следующим основным признакам:

- наличие благородных металлов в окисленной руде или в свободном виде;

- высокая пористость и проницаемость пород, заключающих оруденение;

- наличие благородных металлов в рудах низкой пористости, но с повышенной трещиноватостью или легко высвобождающихся после дробления;

- отсутствие в руде углистого материала или других сорбентов, вызывающих преждевременную адсорбцию или осаждение золота и серебра из продуктивного раствора;

- низкое содержание в руде металлоцианидных комплексов, «оттягивающих» на себя цианиды и нарушающих ход реакции растворения;

- низкое содержание в руде глинистого компонента и других тонких фракций, препятствующих равномерной циркуляции выщелачивающего раствора (если в исходном материале для штабеля чрезмерно много такого материала, необходима его предварительная агломерация);

- отсутствие в руде кислотообразующих ингредиентов, обусловливающих повышенное потребление цианида и материалов подстилки.

Следовательно, кучному выщелачиванию подвергают сырье, в котором золото (и серебро) находится преимущественно в цианируемой форме, т.е. свободное (самородное) или в сростках в основной своей массе. К такому виду сырья можно отнести окисленные руды или коры выветривания коренных месторождений, отработка которых возможна открытым способом, а также смешанные руды, без четкого разграничения между окисленными и первичными их разновидностями, забалансовые рудные отвалы, кварцевожильные руды со свободным золотом, часть техногенного сырья (лежалые хвосты ЗИФ и ОФ) и текущих хвостов переработки золотосодержащих руд.

Не подлежат переработке методом кучного выщелачивания первичные руды, в которых золото (серебро) тонко вкраплено в сульфиды, руды, в которых присутствует углеродистое вещество, сорбционно-активное к цианидному
комплексу.

Важным фактором, ограничивающим использование технологии КВ, является наличие глинистых материалов в сырье. Глины, обладая низкими фильтрационными свойствами и способностью к набуханию, препятствуют проницаемости продуктивных растворов, замедляя процесс выщелачивания и снижая извлечение золота. В этом случае действенным способом является предварительное окомкование (агломерация).

Исходя из изложенных выше основных принципов и условий применения кучного выщелачивания, опыта работы казахстанских предприятий, достигнутых технико-экономических показателей производства и отрицательных факторов, объективно препятствующих улучшению этих показателей, в статье определены задачи, решение которых позволяет устранить указанные факторы.

Поставленные задачи решены разработанными и внедренными технологическими режимами и техническим оснащением.

Современная технология кучного выщелачивания благородных металлов получила свое развитие в основном в последние 40 лет, хотя применение этого метода имеет давнюю историю.

Впервые технологическую возможность выделения золота из окисленной среды в раствор на основе цианистого натрия NaCN показал в 1852 г. химик П. Багратион (Россия).

В настоящее время примерно половина мировой добычи золота приходится на технологию кучного выщелачивания. Несмотря на довольно большой объем исследований, технология кучного выщелачивания в бывшем СССР долго не была востребована из-за преобладавшего здесь простого и выгодного способа добычи золота из аллювиальных россыпей. Первая установка была запущена в Казахстане на Васильковском ГОКе в 1991 г.

География размещения установок КВ в основном определяется продолжительностью (4 – 7 мес.) периода с относительно высокими (10 °С и более) температурами. Короткое лето обуславливает сезонный характер работы установок КВ, когда в теплое время года осуществляется растворение металла, а в холодное – рудоподготовка сырья.

Качество перерабатываемого сырья различно. Частично это бедные и забалансовые руды, а также техногенные отходы с содержанием золота 1,5-2,0 г/т, в подавляющем большинстве – рядовые руды с содержанием от 2 до 5 г/т. Имеют место попытки переработки богатых руд с содержанием золота 8-35 г/т.

По величинам производственных мощностей отечественные установки КВ приближаются к средним ЗИФ (300-600 тыс. т в год). Объем добычи золота на предприятиях КВ колеблется от нескольких десятков килограммов до 1,0-2,5 т в год. В 2014 г. способом КВ в Казахстане было добыто около 8,0 тонн золота.

Рудоподготовка сырья к выщелачиванию на большинстве действующих установок КВ осуществляется с применением двух- или трехстадийных схем дробления с грохочением до крупности – 10 (– 20) мм, реже до – 5 мм. Техногенное тонкоизмельченное сырье (хвосты от переработки руд на фабриках), содержащее 50-70 % материала класса – 0,074 мм, не требует дробления и его подвергают, наоборот, предварительному окомкованию перед кучным выщелачиванием.

Гидроизоляционное основание создается с помощью укладки и уплотнения труднофильтруемых местных глин (толщина слоя 300-500 мм), и поверх него гидроизоляционных полиэтиленовых или поливинил-хлоридных пленок толщиной 0,45-1,00 мм. Непроницаемое основание не допускает потерь продуктивных золотосодержащих растворов, а также утечки и заражения цианидами подземных вод и почвы.

Доставка руды и формирование штабеля производится автосамосвалами или с помощью системы транспортеров. Формирование рудного штабеля проводится в основном бульдозерами. Высота штабеля обычно 3-6 м.

Орошение осуществляется несколькими методами: затоплением (пруд-ками), капельным орошением, разбрызгиванием. Система орошения выбирается индивидуально, исходя из климатических условий и ветрового режима.

Временной режим работы установок КВ зависит от ряда факторов. На ряде предприятий кучное выщелачивание производится круглогодично. Применяются разные способы утепления штабеля: засыпка крупной рудой слоем 1,5-4,0 м, укрытие полиэтиленовой пленкой, создание специальных каркасов, покрытых пленкой, подогрев выщелачивающих растворов, теплоизоляция трубопроводов и комбинирование перечисленных методов.

В настоящее время на территории Казахстана методом кучного выщелачивания отрабатываются следующие месторождения: Пустынное, Жанан, Центральное Мукурское, Большевик, Мизек, Миялы, Суздальское, Карьерное (рудные отвалы), Жерек, Далабай, Комаровское, Элеваторное и Центральный Карамурын. Характеристика казахстанских объектов кучного выщелачивания приведена в таблице.

Характеристика казахстанских объектов кучного выщелачивания золота

Месторождение

Год пуска

Производительность, тыс. т/год

Тип сырья

Фазовый анализ

1

2

3

4

5

Жанан

1995

1000,0 (проектная производительность – 1500)

Окисленные руды

Цианируемое золото основная масса (65 – 70 %)

Центральный Мукур

1999

800,0

Окисленные руды

Цианируемое золото основная масса (55 – 60 %)

Миялы

1999

300,0

Окисленные руды

Цианируемое золото основная масса (70 – 75 %)

Суздальское

1999

500,0

Окисленные руды (коры выветривания)

Цианируемое золото основная масса (80 – 95 %)

Мизек

2000

100,0

Окисленные руды

Цианируемое золото –

до 70 %

Карьерное

1998–

2001

до 200

Рудные отвалы (окисленные забалансовые руды)

Цианируемое золото

Пустынное

1995

1000

Первичные руды

50 % золота в свободном состоянии (цианируемое), остальная часть связана с пиритом вдоль зон роста пирита или в виде сростков на их поверхности

Центральный Карамурун (Карамурун, Карасакал. Аммонит)

Стадия завершення строительства

450

Окисленные руды

Свободное цианируемое золото до 55 – 60 %

Комаровское

Элеваторное

2004

400 – 450

кора выветривания (глинистая)

Цианируемое золото

до 75 – 75 %. Остальное связана с породообразующими минералами

Жерек

2000

200,0

Окисленные руды (коры выветривания)

Цианируемое – до 60 %

Далабай

1998

150 – 200

Окисленные руды

Цианируемое золото

(основная масса)

Акжал

2013

700

Окисленные руды

Цианируемое золото

Жалтырбулак

2016

600

Окисленные и кварцевые руды

Цианируемое золото

Мынарал

2017

600

Окисленные и кварцевые руды

Цианируемое золото

 

Содержание Au в руде, г/т

Извлечение, % Количество Me, кг

Технологическая схема

Товарная

продукция

6

7

8

9

1,2

70–72

852

Выщелачивание – сорбция на смолу –

десорбция – электролиз

Катодный осадок

1,4

60,0

672

Выщелачивание – сорбция на смолу –

десорбция – электролиз – (плавка)

Катодный осадок (сплав Доре)

1,2–1,4

70,0

273

– // –

– // –

6–8

90.0

3150

Дробление до –12 мм – окомкованис

с цементом –выщелачивание – сорбция

на уголь – десорбция – электролиз – плавка

Сплав Доре

2,5

68 – 70

172.5

Дробление – выщелачивание – сорбция

на уголь – десорбция – электролиз

Катодный

осадок

1–1,5

60

112,5

Дробление – выщелачивание – сорбция

на уголь – десорбция – электролиз

Катодный

осадок

 

1.2–2.0

40–50

640

Дробление до кр. – 20 мм – выщелачивание сорбция на уголь – десорбция – электролиз – плавка

Сплав

Доре

1.2–1.5

60

364,5

Дробление – выщелачивание – сорбция

на смолу – десорбция – электролиз

Катодный

осадок

~ 3

70

840

Дробление – окомкование –

выщелачивание – сорбция на уголь или смолу десорбция – электролиз – плавка

Сплав

Доре

2,6

< 60

312

Дезинтеграция – дробление до – 40 мм –

выщелачивание тиосульфатом аммония

в присутствии сульфат–ионов Cu – десорбция –

цементация на цинковую пыль

Катодный осадок
(с большим содержанием меди)

2,0 – 2,5

> 60

191,4

Дробление – выщелачивание – сорбция

на смолу – десорбция – электролиз

Катодный

осадок

1,15

60

480

Дробление – окомкование – сорбция

на смолу – десорбция – электролиз

Сплав

Доре

1,2–1,3

65

468

Дробление – окомкование – сорбция

на уголь – десорбция – электролиз

Сплав

Доре

1,8–2,0

65

740

Дробление – окомкование – сорбция

на уголь – десорбция – электролиз

Сплав

Доре

Задачи, решение которых необходимо для качественного улучшения технико-экономических показателей при кучном выщелачивании и объек-тивно вытекают из установленных недостатков технологии КВ, следующие:

1. Уменьшение длительности процесса переработки выщелачивающим раствором рудной массы в штабеле (повышение интенсивности процесса);

2. Повышение извлечения золота, находящегося в рудной массе штабеля устранением «мертвых зон» в штабеле, куда не проникает выщелачивающий раствор;

3. Устранение зависимости процесса выщелачивания от температуры атмосферного воздуха и обеспечение непрерывности процесса выщелачивания в режиме круглогодичной и круглосуточной
работы.

4. Определение оптимальной высоты штабеля, при которой выщелачивающий раствор используется полностью, т.е. в сборник продуктивного раствора не попадает пустой выщелачивающий раствор и в то же время в штабеле на пути протекания выщелачивающего раствора не остается неизвлеченное из-за недостатка раствора золото.

5. Создание в зависимости от рельефа местности карты формирования штабелей оптимальной высоты, позволяющей максимально использовать площадь территории и обеспечить экономически оптимальное максимальное извлечение золота.

6. Разработка и внедрение искусственных катализаторов ускорителей интенсивности выщелачивания и повышения извлечения золота из штабелей.

7. Решение управляемости процессом выщелачивания по высоте штабеля равномерно по всей площади с целью максимального извлечения золота.

Решение указанных задач должно протекать без помех между собой, создавая единый согласованный режим выщелачивания, обеспечивающий управляемость, непрерывность и интенсивность процесса извлечения золота из штабелей руды в продуктивный раствор.

Как конечный результат решения поставленных задач должны быть подготовлены технологический регламент и техно-рабочий проект со сравнительным технико-экономическим анализом и обеспечено согласование и реализация проекта на действующем предприятии.

В качестве базового объекта для реализации в виде проекта разработанных нами решений выбрано месторождение Акжал в Восточно-Казахстанской области.

Выбор этого месторождения обусловлен тремя основными причинами:

1) возможностью внедрить разработанные в общем виде решения насущных проблем кучного выщелачивания в конкретизированном проектном оформлении в соответствии с проектом разработки месторождения в самом начале эксплуатации без многочисленных дорогостоящих изменений, т.к. производственный комплекс на месторождении только начинает работу;

2) расположением месторождения в резко континентальном регионе с высокими перепадами температур (от + 30 °– + 35 °С летом до – 30 ° – – 35 °С зимой), с ветреной дождливой и снежной погодой, что способствует проверке разработанных решений в экстремальных условиях;

3) достаточно пересеченным рельефом местности, которая в то же время не является высокогорной, т.е. имеется возможность реализации разработанных решений в сложных условиях рельефа, но без помех для доставки оборудования и материалов.