Ускорение внедрения кучного выщелачивания в отечественную практику золотодобычи

Одной из важнейших государственных задач Республики Казахстан является ликвидация спада производства в золотодобывающей промышленности и ускоренное пополнение золотого запаса — основы экономической независимости государства.

Недра Казахстана содержат значительные запасы золота, характеризуются большим разнообразием горно-геологических условий залегания месторождений, многообразием форм нахождения золота в рудах и сложностью его извлечения.

На сегодняшний день Государственным балансом республики учтены запасы по 237 объектам, из которых 122 — коренных, 81 — комплексное и 34 россыпных месторождений, т.е. золото выявлено во всех регионах страны. При этом по уровню запасов лидирующее положение занимают Восточный, Северный и Центральный Казахстан. Золоторудные и золотосодержащие месторождения локализованы в 16 горнорудных районах, важнейшими из которых являются: Калбинский и Рудно-Алтайский в Восточном Казахстане (месторождения «Бакырчик», «Большевик», «Риддер-Сокольное» и др.); Кокшетауский и Жолымбет-Бестобинский в Северном Казахстане (месторождения «Василь-ковское», «Жолымбет», «Бестобе» и др.); Чу-Илийский и Джунгарский в Южном Казахстане («Акба-кай», «Бескемпир», «Архарлы» и др.); Майкаинский и Северо-Балхашский в Центральном Казахстане («Майкаин», «Бощекуль», «Саяк IV», «Долинное» и др.); Жетыгаринский и Мугоджарский в Западном Казахстане («Жетыгара», «Комаровское», «Юбилейное» и др.) [15; 16].

Основными геолого-промышленными типами месторождений золота в Казахстане являются: кварцево-жильный, штокверковый, минерализованных зон, комплексный (медный, колчеданно-полиметаллический). На долю экзогенных месторождений (россыпи и золотоносные коры выветривания) приходится около 1,5-2 % активных запасов.

Значительны скопления золота в техногенном сырье — хвостохранилищах обогатительных фабрик (ОФ) золоторудных и полиметаллических предприятий. Сейчас в хвостохранилищах золото-полиметалличских ОФ накоплены десятки миллионов тонн отходов, аккумулировано порядка 150170 т золота, 2-2,5 тыс. т серебра. По отдельным хвостохранилищам содержание золота достигает 2-2,5 г/т, серебра — 20-30 г/т. Хвосты обогащения руд, занимая огромные площади земельных угодий, наносят ощутимый вред окружающей среде. Они интенсивно загрязняют почвы и водоемы, вблизи хвостохранилищ образуются пыльные бури, с запыленностью воздуха токсичными элементами, превышающими допустимые санитарные нормы в 15-20 раз. Все это определяет необходимость решения вопросов, связанных с утилизацией и ликвидацией промышленных отходов [16; 79].

Кстати, истощение запасов богатых золотоносных руд заставляет обратить внимание на бедные забалансовые руды, хвосты обогащения и техногенные месторождения. Переработка такого сырья традиционными методами нерентабельна. Вместе с тем ввод в переработку сырья подобного рода сулит существенное увеличение добычи благородных металлов, потребность в которых увеличивается с каждым годом.

Известно, что в Казахстане более существенную роль как в запасах, так и в добыче играют комплексные месторождения, гораздо меньший удельный вес имеют золото-меднопорфировые и россыпные месторождения. По уровню запасов, их качеству основные золоторудные месторождения Казахстана сопоставимы с месторождениями зарубежных стран и в принципе могли бы обеспечить более высокий уровень производства золота в стране. Однако имеются факторы, сдерживающие увеличение добычи и переработки золотосодержащих руд в республике. Рассмотрим некоторые из них [15; 17]:

отсутствие новых крупных золоторудных месторождений и т.д. Пока отсутствуют новые крупные золоторудные месторождения, которые могли бы служить базовыми объектами для устойчивого развития отрасли на длительную перспективу. При государственном финансировании геофизических и геологоразведочных работ возможно нахождение таких объектов;
более 50 % имеющихся активных запасов руд характеризуются как сложные для обогащения, содержат вредные примеси — мышьяк и сурьму. Для их освоения требуется более квалифицированный подход в плане разработки технологий с учетом жестких экологических требований, более серьезных и долговременных инвестиций. Существующие финансовые институты не рассчитаны на долговременное кредитование;
реальные запасы золота по собственно золоторудным месторождениям, готовые к отработке, не обеспечивают прогнозируемый уровень производства золота по республике в 30-35 т;
ошибочное применение или копирование технологий (большей частью западных), включающих и финансовые технологии, позволяющих получить быструю прибыль с наиболее богатой и легко обогатимой части месторождения, а остальную часть признать нерентабельной с соответствующим пересчетом запасов в сторону уменьшения;
возможности расширения минерально-сырьевой базы за счет комплексных месторождений лимитируется отсутствием подготовленных крупных резервных месторождений.

Решение проблемы минерально-сырьевой базы невозможно без поисков и разведки новых месторождений, конкурентоспособных в современных условиях. Если с реальной рудной базой и наличием геологической информации на начало работ на месторождениях все нормально, то с точки зрения использования технологических приемов извлечения золота вопрос остается открытым.

Дело в том, что изменение структуры запасов в золотосодержащей отрасли Казахстана, вовлечение в эксплуатацию средних и мелких месторождений, в том числе месторождений с низким содержанием золота, вызывает необходимость добычи и обогащения большого количества рудного сырья, что значительно повышает себестоимость металла. Все это выдвигает в число первоочередных проблем внедрение в производство новых прогрессивных технологий, обеспечивающих рентабельную переработку низкосортных руд. К такой технологии можно отнести и способ кучного выщелачивания благородных металлов из низкосортных руд. Популярность данного метода объясняется низким энергопотреблением, высокой производительностью труда и, как следствие, низкой себестоимостью. Между прочим, в странах СНГ впервые метод КВ стал применяться на Васильковском ГОКе (расположен недалеко от города Кокшетау Акмолинской области).

Мировая горнорудная практика показывает, что метод КВ наиболее пригоден для руд, куски которых достаточно проницаемы для выщелачивающих растворов руд, золото в которых находится в микротрещинах и на плоскостях скола. В этих случаях золото способно выщелачиваться из руды крупностью -6, -20, -50 мм, в отдельных случаях -100. Крупность руды для кучного выщелачивания определяется в каждом конкретном случае технологическими исследованиями. Решающее значение для эффективности процесса KB имеют правильная предварительная подготовка и отсыпка рудной массы, оптимальный способ орошения, способы интенсификации процесса выщелачивания. Для переработки хвостов обогащения руд, в частности, целесообразно предварительное их окомкование с цианистыми растворами, обеспечивающее высокую степень извлечения золота.

Золото- и серебросодержащее сырье аггломерируется в щелочной среде с использованием известкового молока, извести, портландцемента. В качестве связующего добавляется каустическая сода. Процесс аггломерации сокращает продолжительность выщелачивания, увеличивает концентрацию целевых компонентов в растворе.

Проблема КВ золота тесно увязывается с проблемой поиска малотоксичных растворителей. При использовании аминокислот и гуминовых кислот для КВ себестоимость переработки оказывается на 27-31 % выше, чем при цианировании, и на 40-42 % ниже, чем при выщелачивании тиомочевиной. Известен способ выщелачивания золота с использованием тиосульфата аммония. В качестве заменителя цианидов исследовались также хлоридсодержащие реагенты. Интересны возможности использования в качестве растворителей тиомочевины и активного хлора. Достаточно хорошая эффективность извлечения золота достигается при применении кислотно-хлоридного растворителя. Однако, как показывает практика, несмотря на достоинства того или иного растворителя и недостатка цианидов вследствие высокой токсичности, наиболее широкое распространение в мировой горнорудной практике при кучном выщелачивании золота получил цианид натрия. При использовании цианида натрия существенное влияние на процесс выщелачивания оказывают концентрации цианида и кислорода и рН раствора [17; 13].

Как свидетельствует мировая горнорудная практика, отходы обогатительного производства эффективно могут перерабатываться геотехнологическими и гидрометаллургическими методами, например, кучным выщелачиванием. Поскольку опыт применения кучного выщелачивания золота, особенно в странах СНГ, пока еще довольно ограничен, а для переработки хвостов флотационного обогащения золотосодержащих руд практически отсутствует, создание эффективной технологии добычи золота из накопленных отходов флотационного обогащения руд должно быть связано с решением комплекса задач, таких как [16; 80]:

анализ мирового и республиканского золотопроизводства, выявление тенденций его развития;
оценка отходов обогатительного производства горнорудных предприятий Казахстана, подсчет запасов золота в хвостохранилищах и поиск возможных технологий его извлечения;
геотехнологическая классификация золотосодержащих отходов;
технологические исследования выщелачивания золота из отходов обогащения руд;
разработка технологических схем добычи золота из отходов для объектов опытно-промышленных работ;
разработка инженерных методов расчета параметров технологии;
технико-экономическое обоснование строительства и эксплуатации опытно-промышленных комплексов добычи золота на выбранных объектах;
реализация результатов научных исследований в проекты и производство.

Решение перечисленных задач позволит сформировать базу научно-методического и инженерного обеспечения работ для освоения и внедрения технологии повторного извлечения золота из отходов обогатительного производства на рудниках Казахстана. Основная идея при создании эффективной технологии заключается в адаптации разрабатываемых схем и параметров технологий геотехнологическим свойствам и особенностям хвостов обогащения руд.

Для ускорения внедрения кучного выщелачивания в отечественную практику золотодобычи, в том числе в практику переработки хвостов, каждое из эксплуатируемых и разведуемых месторождений, а также каждое из золотосодержащих хвостохранилищ должны быть подвергнуты геотехнологической оценке и создана надежная методическая база формирования параметров технологии.

К числу определяющих факторов применения кучного выщелачивания золота из хвостов обогащения руд относятся: состояние хвостохранилищ, наличие достаточности запасов для организации КВ, климатические условия района работ, вещественный состав хвостов, формы нахождения золота в перерабатываемом материале, состояние поверхности золотинок и их величина, соответствие параметров технологии условиям выщелачивания. Степень влияния того или иного фактора зависит от конкретных природных и производственных условий. Поэтому решение вопроса применения кучного выщелачивания для добычи золота из хвостов в первую очередь должно базироваться на степени изученности геотехнологической пригодности материала к выщелачиванию.

По данным исследования [17; 14], общие закономерности экономической эффективности кучного выщелачивания золота по результатам анализа мировой горнорудной практики выглядят следующим образом.

Удельные капитальные затраты (%) на:

установки дробления и извлечения золота — 60,0;
устройства для доставки руды и формирования штабеля — 10,7;
строительство площадки КВ — 13,3;
установки обезвреживания стоков — 16,0.

Итого: 100,0.

Эксплуатационные расходы, %:

рабочая сила — 44,9;
реагенты и материалы — 20,0;
электроэнергия — 2,5;
доставка руды, отсыпка штабеля (исключая рабочую силу) — 23,3;
обезвреживание стоков — 9,3.

Итого: 100,0.

Капитальные затраты на осуществление процесса KB составляют 20-25 %, а эксплуатационные — 35-40 % от затрат на традиционный цианистый процесс.

Таким образом, кучное выщелачивание является перспективной технологией для извлечения золота из беднотоварных руд и техногенного сырья горнодобывающих предприятий, оно уже находит на ряде предприятий применение и в ближайшее время может получить широкое распространение в Казахстане.

Список литературы

Останова Г.Ш. Геотехнологическая переработка бедных золотосодержащих руд // Комплексное использование минерального сырья. — 1997. — № 2. — С. 94-96.
Попов В.Н. Ресурсосберегающая технология добычи и переработки руд // Комплексное использование минерального сырья. — 1996. — № 4. — С. 16-22.
Горное дело: Терминологический словарь / Г.Д. Лидин, Л. Д. Воронина и др. — М.: Недра, 1990. — 694 с.
Мосинец В.Н. Геотехнологические методы добычи цветных и редких металлов // Цветная металлургия. — 1992. —№ 2. — С. 24-30.
Кравцов В.А. О некоторых путях снижения экологической нагрузки на окружающую среду // Комплексное использование минерального сырья. — 1992. — № 5.
АренаВ.Ж. Состояние и задачи геотехнологии // Горный журнал. — 1987. — № 12. — С. 32-35.
Алтаев Ш.А., Чернецов Г.Е., Орынгожин Е.С. Технология разработки гидрогенных урановых месторождений Казахстана. — Алматы:FORTRESS, — 294 с.
Айтуганов Б.Е. Технология доизвлечения металлов из недр // Горный журнал Казахстана. — 2007. — № 8 (36). — С. 5, 6.
Спивак А.А. Физические основы применения крупномасштабных взрывов в геотехнологии // Комплексное использование минерального сырья. — 1987. — № 5. — С. 11-15.
Седельникова Г.В., Крылова Г.С. Кучное выщелачивание — перспективный способ переработки золотосодержащих кор выветривания // Горный журнал. — 1999. — № 5. — С. 53-55.
Забельский В.К., Воробьев А.Е. Проектирование предприятий для разработки золоторудных месторождений геотехнологическими методами // Горный журнал. — 1996. — № 1-2. — С. 114-118.
Воробьев А.Е., Чекушкина Т.В. Классификация штабелей кучного выщелачивания металлов // Горный журнал. — 1997. — № 3. — С. 36-42.
Седельникова Г.В. Практика кучного выщелачивания золотосодержащих пород // Горный журнал. — 1996. — № 1, 2.— С. 122-124.
Строганов Г.А., Цитлидзе К.М. и др. Промышленные испытания технологии кучного выщелачивания золота из окисленных руд Майского месторождения // Горный журнал. — 1996. — № 4. — С. 39-41.
Клец А., Якунин А., Якунин И. Добыча и переработка золотосодержащих руд // Промышленность Казахстана. — 2008. — № 6 (51); 2009. — № 1 (52). — С. 16-20.
Лузин Б.С. Поиск эффективной технологии добычи золота из отходов обогащения руд // Комплексное использование минерального сырья. — 2003. — № 1. — С. 79-86.
Лузин Б.С. О кучном выщелачивании золота // Комплексное использование минерального сырья. — 2003. — № 3. —С. 10-14.

Изобретение относится к области гидрометаллургии благородных металлов и может быть использовано, в частности, для извлечения золота при кучном выщелачивании золотосодержащих руд цианидными растворами. Техническим результатом изобретения является повышение скорости растворения и степени извлечения золота в процессах цианирования золотосодержащих концентратов, снижение содержания мышьяка в продукционных растворах. Он достигается за счет дополнительного растворения кислорода в растворе цианида в количестве 33-38 мг/л. При этом достигнута приемлемая степень извлечения золота в продукционные растворы, равная 80% за 10-15 суток выщелачивания дробленой руды. Удельные затраты на кислород не превышают 1-1,5 руб/т руды. Эти затраты окупаются за счет повышения производительности установки для кучного выщелачивания и за счет увеличения извлечения золота в продукционные растворы. 1 табл.

В качестве прототипа взят способ кучного выщелачивания золота из руд, хвостов и концентратов (патент РФ № 2086686 от 06.05.95, МПК С 22 В 11/08), согласно которому выщелачивание золота из дробленой руды проводилось в поршневом режиме орошения в атмосфере воздуха. Согласно прототипу скорость извлечения золота в 1,5 раза выше, чем в случае орошения через систему капельниц.

Недостатком прототипа является недостаточно высокая скорость растворения золота, не позволявшая в течение летнего периода использовать одно основание для выщелачивания на нем 2-3 куч. Кроме того, при выщелачивании мышьяксодержащих руд после 2-х и более месяцев выщелачивания в растворах накапливался мышьяк, который снижал интенсивность выщелачивания, осложнял процесс извлечения золота из продукционных растворов и экологическую ситуацию.

Техническим результатом изобретения является повышение скорости растворения золота и снижение концентрации мышьяка в продукционных цианидных растворах.

Это достигается за счет того, что способ кучного выщелачивания золота, включающий дробление руды, подготовку руды, укладку кучи на гидроизолированное основание, монтаж системы орошения кучи и подачу раствора цианида при поршневом режиме орошения, отличается тем, что перед подачей в растворе цианида растворяют кислород до его концентрации 33-38 мг/л, а удельный расход кислорода поддерживают на уровне 0,012-0,020 м³ на 1 т руды во всем цикле выщелачивания.

Для выщелачивания использовались кварцитовые руды, содержащие мышьяк в форме скородита и арсенопирита до 1-2% и золото в количестве 2,5-3,3 г/т.

Сущность предлагаемого изобретения заключается в том, что количество используемого кислорода оценивают его максимальной растворимостью при температуре выщелачивания, которая может достигать 44 мг/л. Увеличение объема кислорода, подаваемого в раствор, несущественно сказывается на увеличении скорости растворения золота, но может отрицательно повлиять на экономическую эффективность процесса цианидного выщелачивания. С целью сохранения кислорода в цианидном растворе, подаваемом на орошение, не рекомендуется использовать стандартные распылители, разбрызгиватели, устанавливаемые на поверхности кучи. Орошение поверхности кучи накислороженными цианидными растворами проводят путем изливания растворов из труб с отверстиями диаметром до 20 мм или заглублением этих труб в поверхностный слой рудного материала с последующим затоплением поверхности. Смачивание всего объема руды проводили в режиме "поршневого орошения", как это описано в прототипе.

Степень извлечения золота в лабораторных условиях через 30 дней из отмытой от глинистых фракций кварцитовой руды цианидными растворами без их предварительного накислороживания (концентрация цианида - 1 г/л, рН=10,5-11, подача раствора 1 раз в сутки, удельная плотность орошения -100-120 л/м·сутки, атмосфера-воздух) для классов крупности -10 мм, -5 мм и -2 мм составила соответственно 37, 38 и 60%. Максимальное содержание золота в продукционных растворах составляло 6-10 мг/л. Введение дополнительного количества цианида до 2-3 г/л не увеличивало степени извлечения золота в раствор. После 15 дней выщелачивания во всех случаях наблюдалось четкое проявление физико-химической кольматации. Степень извлечения золота из руды, крупностью - 10 мм на воздухе, равная 80%, достигалась через 65 суток. Содержание мышьяка в продукционных растворах за этот период поднималось до 40-80 мг/л. По этой причине осаждение золота на цинковой пыли протекало не полностью или требовало значительного ее перерасхода (до 250 мг и более цинковой пыли на 1 мг золота).

Выщелачивание руды, дробленной до класса - 3,75 мм и в условиях постоянного накислороживания циандных растворов до концентрации кислорода 33-38 мг/л показало, что через 10 дней концентрация золота в продукционных растворах поднялась до приемлемо возможной - 18,2 мг/л, степень извлечения составила - 82,3% (табл.1), содержание золота в хвосте выщелачивания - 0,6 г/т. Концентрация мышьяка в растворах была на уровне 0,5 мг/л при расходе цинковой пыли 85 мг/л. Осаждение золота достигло 99,2%.

Расходные параметры по цианиду в опытах с накислороживанием, величина рН среды и режим орошения руды оставались на том же уровне, как при выщелачивании на воздухе - 1-1,05 кг/т. Ниже приводятся примеры лабораторных опытов (навеска руды 3,3 кг) и результаты опытно-полевых испытаний (навеска руды 7000 кг).

Пример 1.

Экспериментальные данные по извлечению золота путем орошения

слоя дробленой руды растворами цианида натрия (табл. 1)

(Колонка d=42 мм, СAu в руде - 3,35 г/т, высота столба дробленой руды 1,5 м, m - 3 кг)

Опытно-полевые исследования по извлечению золота проводили в условиях, идентичных лабораторным, при "поршневом" режиме орошения руды цианидными растворами, накислороженными до 33-38 мг О₂/л, колонка d=1,2 м; содержание золота в руде - 2,85 г/т; высота столба руды 4,5 м; m=6,5 т; крупность руды - менее 10 мм, вес руды 7 т, расход цианида - 0,9 кг/т. Результаты выщелачивания показали, что максимальная концентрация золота в растворах, равная 24,6-25,2 мг/л фиксировалась через 8-10 суток, степень извлечения золота на уровне 80,2% в продукционные растворы достигалась через 15 дней от начала выщелачивания. Расход кислорода при извлечении золота на 80% поддерживали на уровне 0,012-0,02 м³/т. Содержание мышьяка в растворах оценивалось в количествах менее 1 мг/л.

Способ кучного выщелачивания золота, включающий дробление руды, подготовку руды, укладку кучи на гидроизолированное основание, монтаж системы орошения кучи и подачу раствора цианида при поршневом режиме орошения, отличающийся тем, что перед подачей в растворе цианида растворяют кислород до его концентрации 33-38 мг/л, а удельный расход кислорода поддерживают на уровне 0,012-0,020 м³ на 1 т руды во всем цикле выщелачивания.

Известен способ выщелачивания (М.А.Меретуков, А.М.Орлов. Металлургия благородных металлов (зарубежный опыт), М. Металлургия. 1991). Способ включает дробление руды, подготовку руды, укладку кучи на гидроизолированное и экологически надежное основание, монтаж системы орошения кучи и подачу раствора цианида на воздухе механическими разбрызгивателями, распылителями из резиновых трубок.

Недостатком способа является низкая эффективность извлечения золота из кучи.