Document 2071306

ОБОГАЩЕНИЕ ПОЛЕЗНЫХ
ИСКОПАЕМЫХ
 А.Е. Воробьев, 2000
УДК 622.342:622.775
А.Е. Воробьев
ОСНОВНЫЕ ПРОБЛЕМЫ КУЧНОГО
ВЫЩЕЛАЧИВАНИЯ ЗОЛОТА ИЗ
ТЕХНОГЕННОГО МИНЕРАЛЬНОГО СЫРЬЯ
П
ри кучном выщелачивании золота из техногенного минерального сырья возникает несколько
серьезных проблем, осложняющих, а
зачастую - препятствующих эффективному применению данной технологии. Первая проблема заключается в
убогости перерабатываемого сырья,
т.е. чрезвычайно низких (0,3 г/т <)
концентрациях золота в горной массе
большинства отвалов и хвостохранилищ. В следствии этого обстоятельства необходимо большее количество
циклов пропускаемого через золотосодержащую горную массу выщелачивающих растворов, до получения промышленных концентраций в них металла (> 1 г/м3 Au).
Другая проблема кучного выщелачивания золота из техногенного минерального сырья обусловлена крайне
неоднородным гранулометрическим
составом обрабатываемой горной массы. Согласно такому признаку, как
крупность выщелачиваемой руды
штабели КВ подразделяют [1,6,9] на
сложенные из крупнокусковой массы
со средними размерами 150-200 мм
(это преимущественно металлосодержащая горная масса ранее сформироТаблица 1
ванных отвалов, сюда входят руды с
прожилковой минерализацией и т.д.),
среднедробленные руды с диаметром
куска 20-50 мм (рядовые руды месторождений полезных ископаемых) и
мелкодробленные руды с размерами 1-5
мм (пески пульпо- и хвостохранилищ,
упорные руды с тонкодисперсной минерализацией золота и др.).
Например, горная масса большинства отвалов вскрыши золоторудных
карьеров имеет грансостав 200мм и
более. В результате золото, находящееся внутри куска горной массы (при
его больших параметрах), остается без
обработки выщелачивающими растворами (табл. 1), т.е. доступ активного реагента к нему ограничен мощным
слоем минеральной матрицы. Решением этого вопроса является дополнительное взрывное нарушение (дробление) крупнокусковых пород и негабаритов, до кондиционных размеров
(< 100 мм) [7].
В хвостохранилищах золотоизвлекательных или обогатительных фабрик, горная масса наоборот, сильно
переизмельчена, что приводит к ее
зашламованию при обработке выщелачивающими растворами, и, как
ВЛИЯНИЕ КРУПНОСТИ РУДЫ НА ПРОЦЕСС ВЫЩЕЛАЧИВАНИЯ ЗОЛОТА
(МЕСТОРОЖДЕНИЕ МУРУН-ТАУ)
Крупность,
мм
+100,0
-100,0
+50,0
+25,0
+10,0
+5,0
+3,0
+1,0
Содержание
Au, г/т
0,95
0,85
2,0
2,2
4,4
2,0
2,3
2,9
Содержание
Au, мг/л
1,8
1,7
1,8
1,9
1,9
1,7
1,35
1,3
0,8
0,6
0,8
1,1
3,93
12,32
5,9
8,5
Расход
NaClO,
кг/т
Извлечение
Au из руды, %
15,7
16,0
57,5
45,5
41,1
15,0
23,9
39,6
следствие, к снижению фильтрационных способностей обрабатываемой
области. Для ликвидации этого нежелательного эффекта приходится осуществлять предварительную агломерацию переизмельченной горной массы
или другие мероприятия, способствующие повышению коэффициента фильтрации выщелачивающих растворов [5].
Например, после агломерации материала, крупность которого составляет 85 % 75 мкм, кучным цианированием может
быть извлечено свыше 85 % золота и
75 % - серебра.
Следующей проблемой выщелачивания золота из техногенных минеральных отходов является непостоянство
концентраций благородного металла в
отвальном массиве, что приводит к значительному повышению расхода активного реагента, периода обработки и увеличению (табл. 2) в продуктивных растворах содержания вредных примесей
(Fe, Cu, As и др.).
Для предотвращения подобных
последствий необходимо предварительно производить геологическое районирование техногенных минеральных
объектов, с установлением обедненных
и обогащенных золотом участков, с последующей селективной обработкой последних [4].
Горная масса золотосодержащих
техногенных минеральных объектов,
предназначен-ная для кучного цианидного выщелачивания к тому же не
должна содержать много углерода
(органических соединений). Не осложняющими подобный процесс считается содержания углерода менее 3
%.
Таблица 2
СОДЕРЖАНИЕ ПРИМЕСЕЙ В РАСТВОРАХ
Состав раствора после окончания закисления
H2SO4,
г/л
Fe,
мг/л
Cu,
мг/л
Al,
мг/л
Zn,
мг/л
27,17
2133,0
4,52
876,0
н.о.
28,80
3829,3
11,36
2757,0
45,45
31,60
4463,4
6,53
2920,0
67,86
30,10
3121,0
6,05
2119,2
32,10
Осложнения при кучном выщелачивании часто связаны и с наличием в
рудах глинистых минералов, в частности, каолинитов, которые при цианировании растворами с рН=11-12 частично растворяются с последующим
выделением в осадок аморфной кремнекислоты. Одновременно наблюдается набухание частиц смектитовых
глин. Коллоидные и набухшие частицы забивают каналы между частицами
выщелачиваемой руды, что заметно
замедляет скорость движения растворов и ухудшает его проникновение ко
всем зонам штабеля. Как следствие,
снижается полнота извлечения руд из
подобного сырья. Поэтому при больших количествах глинистых минералов проводят специальную агломерацию рудного материала или переходят
к другим растворителям, например, от
цианида натрия к тиомочевине.
При кучном выщелачивании металлов из высокоглинистых руд необходимо также учитывать и то, что набухание глин (ухудшающее фильтрацию раствора химического реагента)
носит осмотический характер и его
причиной является разница в концентрации солей в поровом и окружающем породу растворах. Если концентрация внешнего раствора меньше
концентрации порового - происходит
набухание горной массы. Из глинистых минералов наибольшей способностью к набуханию обладают минералы группы монтмориллонита, наименьшей - каолинита. Чем выше дисперсность породы, тем меньше ее набухание.
Для снижения набухания глинистых руд при КВ и увеличения их
проницаемости, во-первых, на выщелачивание необходимо подавать не
"чистые" растворы, а уже имеющие
начальное содержание выщелачиваемых металлов; во-вторых, при выщелачивании добиваются таких режимов, что концентрации металлов и солей в поровых (внутри выщелачиваемого куска) оптимально соответствовали их концентрации во внешних
выщелачивающих растворах.
В соответствии с вышеизложенным был разработан способ КВ высокоглинистых руд [2], согласно которому первоначально производят планировку земной поверхности и ее покрытие антифильтрационным слоем,
например, полиэтиленовой пленкой.
Затем отсыпают выщелачиваемый
штабель из золотосодержащих глинистых руд, содержащих золото в виде
мельчайших частиц размером 0,5-1
мм, пробностью 900-923. После чего
из источника, представляющего собой
перфорированный трубопровод, подают растворы, приготовленные на
основе гипохлоритных солей (особенностью этой группы реагентов является способность растворять золото при
любой геохимической обстановке среды, т.к. в зависимости от геотехнологического сорта руд - количества карбонатов, органики или сульфидов можно подобрать оптимальные рН и
Eh растворов). Но в принципе можно
использовать и др. реагенты: цианистые (работающие в щелочной среде)
или тиомочевинные (для кислых сред)
соединения. Для нашего случая, в связи
с незначительными содержаниями сульфидов и карбонатов в выщелачиваемых
рудах приготавливаемые растворы имеют рН= 7,0 7,5 и ОВП 1100-1150 мВ, с незначительным содержанием золота. Эти
растворы подаются из другого штабеля КВ (после выщелачивания металлов, осаждения на сорбционных колоннах 70 % содержащегося в них металла и доукрепления активным агентом). При подаче таких растворов в
массив КВ происходит активное выщелачивание золота. А добиваясь соотношения концентрацииии внешнего
раствора Х1 и внутреннего (порового)
Х2 равного Х1>(1-1,2)Х2, путем регулирования объемов подачи выщелачивающих растворов и концентрации
реагентов, обеспечивают оптимальную проницаемость штабеля глинистых руд.
Серьезные осложнения может вызвать наличие в рудах таких вспенивающихся глин, как, например, сукновальные глины, которые могут отделяться от руд, мигрировать в пределах
выщелачиваемого штабеля КВ и, заполняя пустоты, блокировать поступление выщелачивающего и продуктивного золотосодержащего раствора.
Это в значительной мере снижает эффективность процесса выщелачивания
золота из техногенного высокоглинистого минерального сырья. В целях
предотвращения выделения вспучивающихся глин при выщелачивании золотосодержащих руд необходимо контролировать показатель рН, который не должен превышать 10, что замедляет растворение каолинита [1].
Процесс кучного выщелачивания
золота из техногенного минерального
объекта также осложняет и различная
плотность его массива. В период формирования отвала или хвостохранилища в результате применения различных технологий складирования
(отсыпки, укладки, намыва и т.д.) или
под воздействием факторов окружающей среды (увлажнения, температуры и пр.) заскладированная горная
масса приобретает неоднородную
плотность [3]. Наиболее распространенным является отсыпка штабеля КВ
с помощью автосамосвалов. Их использование, наряду с такими положительными качествами, как высокая
маневренность и производительность,
характеризуется и некоторыми недостатками (утрамбовка выщелачиваемой
горной массы колесами, ее стихийная
сегрегация и т.д.) [8].
При осуществлении процесса кучного инфильтрационного выщелачивания золота из такого объекта технологические растворы будут мигрировать прежде всего по различного рода
пустотам, т.е. по зонам с наименьшей
плотностью. В результате зоны горной
массы с более высокой плотностью
останутся не проработанными, без извлечения из них золота. Ликвидации
такого эффекта способствует нарушение сложившихся гидродинамических
каналов и зон переуплотнения, например, путем взрывания зарядов,
размещаемых в нижней части отвала.
Но наиболее серьезной проблемой
(особенно в плане загрязнения окружающей среды) является частое отсутствие под массивом золотосодержащего техногенного минерального
объекта гидронепроницаемого основания. При обработке такого объекта
растворами активных агентов происходит их утечки в окружающую среду,
т.е. ее загрязнение. Для предотвращения подобных утечек необходимо создание (например, путем закачки твердеющих смесей) антифильтрационного экрана в основании отвалов.
С П И С О К ЛИТЕРАТУРЫ
1. Актуальные вопросы добычи цветных, редких и благородных
металлов//Бубнов В.К., Голик В.И., Воробьев А.Е., Чекушина Т.В.
Акмола, Жана-Арка, 1995. - 602с.
2. Воробьев А.Е., Ануфриев А.А., Чекушина Т.В. Способ выщелачивания металлов из труднопроницаемых высокоглинистых руд: Патент по заявке N 95114485 РФ, МПК6 Е21 С 41/26, БИ N10, 1996. - 4
с.
3. Воробьев А.Е., Голик В.И., Лобанов Д.П. Приоритетные пути
развития горнодобывающего и перерабатывающего комплекса Северо-Казказского региона /Под ред. акад. К.Н. Трубецкого. - Владикавказ, 1998. - 362 с.
4. Воробьев А.Е., Погодин М.А. Выщелачивание металлов при отрицательных температурах среды //Наука и новейшие технологии при
освоении месторождений полезных ископаемых на рубеже XX-XXI
веков. - М.: МГГА, 1998. - С.58.
5. Воробьев А.Е., В.В. Хабиров. Целесообразность предварительного закисления золотосодержащих руд в штабелях кучного выщела-
чивания. //В сб.: Совершенствование технологии обогащения комплексных полезных ископаемых. М.: МГГУ, 1996. с.90-95.
6. Воробьев А.Е., Чекушина Т.В. Классификация штабелей кучного выщелачивания металлов //Горный журнал N3, 1997. - С. 36-42.
7. Забельский В.К., Воробьев А.Е. Проектирование предприятий
для разработки золоторудных месторождений геотехнологическими
методами //Горный журнал N1-2, 1996. - С.114-119.
8. Теория и практика добычи полезных ископаемых для комбинированных способов выщелачивания//Бубнов В.К., Воробьев
А.Е., Голик В.И. и др. - Целиноград:Жана-Арка, 1992. - 546 c.
9. Хабиров В.В., Забельский В.К., Воробьев А.Е. Прогрессивные
технологии добычи и переработки золотосодержащего сырья /Под
ред.акад. Н.П.Лаверова. - М.:Недра, 1994. - 272 с.
10. Kurtz Jeffrey P., Hauff Phoebe L., Chamberlin Paul D. "Small
Mines Dev. Precous Metals": Proc.Konf., Reno, Nev., Aug. 31- Sept. 2,
1987, Littleton, Colo, 1987, p. 161-167.
Воробьев Александр Егорович– профессор, доктор технических наук, Московский государственный горный университет.