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 |
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.
Библиографическая ссылка
Кожогулов К.Ч., Битимбаев М.Ж., Джумабаев Е.И. ПОСТАНОВКА ЗАДАЧИ НЕОБХОДИМОСТИ КАЧЕСТВЕННОГО УЛУЧШЕНИЯ ТЕХНИКО-ЭКОНОМИЧЕСКИХ ПОКАЗАТЕЛЕЙ КУЧНОГО ВЫЩЕЛАЧИВАНИЯ ЗОЛОТА // Международный журнал прикладных и фундаментальных исследований. – 2016. – № 8-2. – С. 131-135;URL: https://applied-research.ru/ru/article/view?id=9989 (дата обращения: 14.02.2025).