МИНИСТЕРСТВО ОБРАЗОВАНИЯ И НАУКИ РОССИЙСКОЙ ФЕДЕРАЦИИ

Федеральное государственное бюджетное образовательное учреждение высшего

профессионального образования

«Национальный минерально-сырьевой университет «Горный»

На правах рукописи

АКИМЕНКО

Дмитрий Олегович

СНИЖЕНИЕ ЭКОЛОГИЧЕСКОЙ ОПАСНОСТИ РУДНЫХ

ШТАБЕЛЕЙ КУЧНОГО ВЫЩЕЛАЧИВАНИЯ

ЗОЛОТОНОСНЫХ РУД

Специальность 25.00.36 – Геоэкология (в горно-перерабатывающей промышленности) Диссертация на соискание ученой степени кандидата технических наук

Научный руководитель:

доктор технических наук, профессор Пашкевич Мария Анатольевна Санкт-Петербург -

ОГЛАВЛЕНИЕ

ВВЕДЕНИЕ

ГЛАВА 1 СОВРЕМЕННЫЕ ПРОБЛЕМЫ РАЗРАБОТКИ И ЭКСПЛУАТАЦИИ

МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛИМЕТАЛЛИЧЕСКИХ СУЛЬФИДНЫХ РУД

МЕТОДОМ КУЧНОГО ВЫЩЕЛАЧИВАНИЯ

1.1 КРАТКАЯ ИСТОРИЯ РАЗВИТИЯ ТЕХНОЛОГИИ КУЧНОГО

ВЫЩЕЛАЧИВАНИЯ, СРАВНЕНИЕ ОТЕЧЕСТВЕННОГО И ЗАРУБЕЖНОГО

ОПЫТА

1.2 ПРИНЦИПИАЛЬНАЯ СХЕМА ПРОЦЕССА КУЧНОГО

ВЫЩЕЛАЧИВАНИЯ И ОСНОВНЫЕ ТЕХНОЛОГИЧЕСКИЕ ЭТАПЫ...........

1.3 УСЛОВИЯ ПРИМЕНЕНИЯ ТЕХНОЛОГИИ КУЧНОГО

ВЫЩЕЛАЧИВАНИЯ ЗОЛОТА

1.4 ТЕХНИКО-ЭКОНОМИЧЕСКИЕ ПОКАЗАТЕЛИ

1.5 ХАРАКТЕРИСТИКА И МЕСТОПОЛОЖЕНИЕ ВОРОНЦОВСКОГО

МЕСТОРОЖДЕНИЯ

1.5.1 ГИДРОГРАФИЧЕСКАЯ СЕТЬ

1.5.2 КЛИМАТ

1.5.3 ГЕОЛОГИЧЕСКОЕ СТРОЕНИЕ РАЙОНА МЕСТОРОЖДЕНИЯ......... 1.5.4 ПОДЗЕМНЫЕ ВОДЫ

1.5.5 ХАРАКТЕРИСТИКА РУДНОГО ПОЛЯ

ВЫВОДЫ К ГЛАВЕ 1

ГЛАВА 2 ОЦЕНКА ВОЗДЕЙСТВИЯ ОБЪЕКТА КУЧНОГО

ВЫЩЕЛАЧИВАНИЯ ЗОЛОТА ВОРОНЦОВСКОГО МЕСТОРОЖДЕНИЯ НА

КОМПОНЕНТЫ ОКРУЖАЮЩЕЙ ПРИРОДНОЙ СРЕДЫ

2.1 ХАРАКТЕРИСТИКА ВЕЩЕСТВЕННОГО СОСТАВА И ФИЗИКОМЕХАНИЧЕСКИЕ СВОЙСТВА РУДЫ

2.1.1 ХАРАКТЕРИСТИКА РУД ВОРОНЦОВСКОГО МЕСТОРОЖДЕНИЯ,

ПЕРЕРАБАТЫВАЕМЫХ ПО ТЕХНОЛОГИИ КУЧНОГО

ВЫЩЕЛАЧИВАНИЯ

2.1.2 ФИЗИКО-МЕХАНИЧЕСКИЕ СВОЙСТВА РУДЫ

2.1.3 ТЕХНОЛОГИЧЕСКИЕ ОСОБЕННОСТИ РУДЫ

2.2 ПЕРЕРАБОТКА ОКИСЛЕННЫХ И ЗАБАЛАНСОВЫХ РУД

2.2.1 ПЕРЕРАБОТКА ОКИСЛЕННЫХ РУД ВОРОНЦОВСКОГО

МЕСТОРОЖДЕНИЯ

2.2.2 ПЕРЕРАБОТКА ОКИСЛЕННЫХ ЗАБАЛАНСОВЫХ РУД

ВОРОНЦОВСКОГО МЕСТОРОЖДЕНИЯ

2.3 ИССЛЕДОВАНИЯ МИНЕРАЛЬНОГО И ХИМИЧЕСКОГО СОСТАВА

ОКИСЛЕННЫХ РУД ВОРОНЦОВСКОГО МЕСТОРОЖДЕНИЯ

ПЕРЕРАБАТЫВАЕМЫХ МЕТОДОМ КУЧНОГО ВЫЩЕЛАЧИВАНИЯ.........

2.4 АНАЛИЗ ВОЗДЕЙСТВИЯ ТЕХНОЛОГИИ КУЧНОГО

ВЫЩЕЛАЧИВАНИЯ НА КОМПОНЕНТЫ ОКРУЖАЮЩЕЙ СРЕДЫ............ 2.4.1 ХИМИКО-ТОКСИКОЛОГИЧЕСКИЕ СВОЙСТВА ЦИАНИДОВ.........

2.4.2 УСТОЙЧИВОСТЬ ЦИАНИДОВ В КОМПОНЕНТАХ ОКРУЖАЮЩЕЙ

СРЕДЫ

2.4.3 ЗАВИСИМОСТЬ ВОДНОГО БАЛАНСА ПРЕДПРИЯТИЯ ОТ

КЛИМАТО-ГЕОГРАФИЧЕСКИХ И ТЕХНОЛОГИЧЕСКИХ ПАРАМЕТРОВ

2.4.4 РАСЧЕТ МАТЕРИАЛЬНОГО БАЛАНСА ЦИАНИДОВ

ВОРОНЦОВСКОГО ЗОЛОТОРУДНОГО МЕСТОРОЖДЕНИЯ

ВЫВОДЫ К ГЛАВЕ 2

ГЛАВА 3 ТЕХНОЛОГИЯ ИЗОЛЯЦИИ ПРИ СТРОИТЕЛЬСТВЕ ОСНОВАНИЙ

РУДНЫХ ШТАБЕЛЕЙ КУЧНОГО ВЫЩЕЛАЧИВАНИЯ

3.1 ИССЛЕДОВАНИЕ ИЗМЕНЕНИЯ ФИЗИКО-МЕХАНИЧЕСКИХ СВОЙСТВ

ПОЛИМЕРОВ В ЗАВИСИМОСТИ ОТ ТЕМПЕРАТУРЫ ИХ ПЕРЕРАБОТКИ

3.2 ИССЛЕДОВАНИЕ НАРУШЕНИЯ ЦЕЛОСТНОСТИ СТРУКТУРЫ

ПОКРЫТИЯ В РЕЗУЛЬТАТЕ ПРИЛОЖЕНИЯ СЖИМАЮЩЕЙ НАГРУЗКИ

3.3 ИССЛЕДОВАНИЕ ВЛИЯНИЯ АГРЕССИВНЫХ СРЕД НА

ГИДРОИЗОЛЯЦИОННЫЙ МАТЕРИАЛ НА ОСНОВЕ ВТОРИЧНЫХ

ПОЛИМЕРОВ

3.4 ИССЛЕДОВАНИЕ ВЛИЯНИЯ ОТРИЦАТЕЛЬНЫХ ТЕМПЕРАТУР НА

ГИДРОИЗОЛЯЦИОННОЕ ПОКРЫТИЕ

3.5 ИЗМЕНЕНИЕ МЕХАНИЧЕСКИХ СВОЙСТВ ИССЛЕДУЕМЫХ

ПОЛИМЕРОВ ПРИ ВВЕДЕНИИ МОДИФИЦИРУЮЩИХ ПРИСАДОК........ ВЫВОДЫ К ГЛАВЕ 3

ГЛАВА 4 ОЦЕНКА ЭКОЛОГО-ЭКОНОМИЧЕСКОЙ ЭФФЕКТИВНОСТИ

ПРИМЕНЕНИЯ ТЕХНОЛОГИИ ЭКСТРУЗИОННОГО ФОРМИРОВАНИЯ

ГИДРОИЗОЛЯЦИОННОГО ПОКРЫТИЯ ПРИ СТРОИТЕЛЬСТВЕ ОСНОВАНИЙ

РУДНЫХ ШТАБЕЛЕЙ КУЧНОГО ВЫЩЕЛАЧИВАНИЯ

4.1 МИГРАЦИЯ ЗАГРЯЗНЯЮЩИХ ВЕЩЕСТВ С ТЕРРИТОРИИ

ТЕХНОГЕННЫХ МАССИВОВ

4.2 ВОЗДЕЙСТВИЕ ТЕХНОГЕННЫХ МАССИВОВ НА ПОВЕРХНОСТНЫЕ

ВОДЫ

4.3 ВОЗДЕЙСТВИЕ ТЕХНОГЕННЫХ МАССИВОВ НА

ПРИПОВЕРХНОСТНЫЕ СЛОИ ЛИТОСФЕРЫ

4.4 ЭКОЛОГО-ЭКОНОМИЧЕСКАЯ ОЦЕНКА ОРГАНИЗАЦИИ

СРЕДОЗАЩИТНОГО МЕРОПРИЯТИЯ

4.4.1 РАСЧЕТ ПРЕДОТВРАЩЕННОГО УЩЕРБА

4.4.2 ОПРЕДЕЛЕНИЕ ЭКОНОМИЧЕСКОГО ЭФФЕКТА ОТ ВНЕДРЕНИЯ

ТЕХНОЛОГИИ ГИДРОИЗОЛЯЦИИ ОСНОВАНИЙ РУДНЫХ ШТАБЕЛЕЙ

КУНОГО ВЫЩЕЛАЧИВАНИЯ

ВЫВОДЫ К ГЛАВЕ 4

ЗАКЛЮЧЕНИЕ

СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ

ВВЕДЕНИЕ

Актуальность работы В настоящее время в РФ ежегодно перерабатывается свыше 5 млн.т.

золотосодержащего рудного сырья методом кучного выщелачивания (КВ). Объем добычи золота КВ динамично возрастает и, на 2011 год, по данным ОАО «Иргиредмет», составляет более 5 % от общей годовой добычи в России.

Наиболее значительной техногенной нагрузке подвергаются компоненты природной среды на участках атмосферного выщелачивания, поскольку основным ингредиентом рабочего раствора является высокотоксичный реагент NaCN, определяющий опасность технологии КВ. Поэтому, главной экологической задачей является предотвращение потери продуктивных растворов в результате эрозийных и инфильтрационных процессов из тела рудного штабеля.

Реализация 34 статьи ФЗ «Об охране окружающей среды» предусматривает проведение мероприятий по охране окружающей среды и обеспечению экологической безопасности при строительстве и эксплуатации зданий, строений, сооружений и иных объектов путем разработки и применения, наиболее эффективных средозащитных технологий.

Несмотря на достаточную изученность процесса КВ в мире, опыт применения эффективных средозащитных мероприятий для северных регионов России остается недостаточным для полного предотвращения негативного техногенного воздействия, которое может на длительное время определить состояние окружающей среды в районе расположения золотодобывающих предприятий.

Экологические проблемы развития и внедрения технологии КВ золота нашли отражение в трудах ученых разных стран (Хохряков А.В., Фазлуллин М.И., Зил Д., Хатчисон И., Кил Д., Овсейчук В.Л., Волощук С.Н., Крупинин И.Я., Водолазов Л.И., Дробаденко В.П., Минеев Г.Г., Леонов С.Б., Милованов Л.В., Банденок Л.И.).

Однако, несмотря на существующие средозащитные мероприятия, до сих пор не разработано технологических решений, позволяющих с максимальной эффективностью и минимальным техногенным воздействием вести процесс выщелачивания в условиях северных регионов России.

Цель работы: снижение негативного воздействия рудных штабелей КВ на окружающую природную среду, за счет внедрения технологии гидроизоляции их оснований.

Основная идея работы: гидроизоляцию оснований рудных штабелей следует производить путем экструзионного нанесения нагретой полимерной смеси в вязкотекучем состоянии на спланированную поверхность.

Основные задачи исследований:

оценка негативного воздействия рудных штабелей КВ Воронцовского месторождения на компоненты окружающей среды;

анализ существующих способов снижения негативного воздействия технологии КВ на компоненты окружающей среды;

разработка технологии гидроизоляции оснований и снижение экологической опасности рудных штабелей КВ Воронцовского месторождения;

обоснование выбора полимерного материала для формирования гидроизоляционного покрытия в условиях северных регионов с учетом технологических особенностей объекта КВ Воронцовского месторождения;

эколого-экономическое обоснование эффективности предлагаемого способа гидроизоляции, включающее прогноз изменения состояния окружающей природной среды в результате внедрения средозащитной технологии.

Научная новизна работы:

установлены закономерности формирования атмохимических ореолов и гидрохимических потоков загрязнений в районе воздействия рудных штабелей КВ Воронцовского золоторудного месторождения в зависимости от форм нахождения загрязняющих компонентов в теле рудного штабеля, миграционной способности загрязнителей, технологических особенностей процесса выщелачивания, природной и технической защищенности компонентов природной среды;

гидроизоляционного слоя из полимерных материалов в оплавленном совместно с грунтами состоянии (механической прочности, стойкости к растрескиванию, устойчивости к воздействию агрессивных сред с учетом температурного режима эксплуатации) от концентрации модификатора, температурного режима формирования и толщины наносимого покрытия.

Методы исследований:

системно-структурный анализ зоны воздействия объектов кучного выщелачивания на природную среду;

лабораторных и полевых условиях;

системный анализ промышленных методов снижения экологической опасности техногенных массивов;

методы физического и численного моделирования.

Достоверность и обоснованность научных положений, выводов и рекомендаций обеспечена использованием значительного объема исходных данных и применением современных методов анализа. Полученные результаты подтверждены комплексом лабораторных и натурных экспериментов.

Приведенные в работе аналитические и экспериментальные результаты согласуются и дополняют новейшие данные, опубликованные другими авторами.

Практическая значимость работы:

выполнена оценка техногенной нагрузки на компоненты природной золоторудного месторождения;

разработано технологическое решение по минимизации воздействия на природную среду рудных штабелей КВ;

гидроизоляционного покрытия оснований рудных штабелей КВ;

произведено эколого-экономическое обоснование предлагаемого метода формирования гидроизоляционного покрытия.

Личный вклад автора заключается в: постановке цели, формулировке задач и разработке методики исследований; в проведении экологических исследований в зоне функционирования рассматриваемого объекта; выполнении анализа и выявлении наиболее опасных технологических узлов и оборудования; в обоснованном выборе полимерного материала для экструзионного формирования гидроизоляционного покрытия; в оценке эколого-экономической эффективности предлагаемой средозащитной технологии.

Апробация работы.

международных, российских и иного уровня научных, научно-технических конференциях и симпозиумах, в том числе: на Международной экологической конференции студентов и молодых ученых «Горное дело и окружающая среда.

Инновации и высокие технологии ХХI века» (г. Москва, 2009 г; 2011 г), на Международном симпозиуме им. академика М.А. Усова «Проблемы геологии и освоения недр» (г. Томск, 2011 г.), на Международном форуме-конкурсе молодых ученых «Проблемы недропользования» (г. Санкт-Петербург, 2010 г; 2011 г;

2013 г.), на Международной научной конференции «52th Students Scientific session» (г. Краков, 2011 г.).

Реализация работы:

формированию полимерного покрытия на основе вторичных полимеров предложены для использования в ООО «ИнКом «Энергоцветмет», ОАО «РУСАЛ ВАМИ».

научные и практические результаты работы используются в учебном процессе Горного Университета при подготовке специалистов горногеологического профиля, в частности при проведении занятий по дисциплинам «Экология», «Горное дело и окружающая среда», «Рекультивация нарушенных земель».

Публикации. По теме работы опубликовано 5 печатных трудов, в том числе 2 статьи в журналах, входящих в перечень ВАК Министерства образования и науки Российской Федерации, получен 1 патент.

Объем и структура работы. Диссертация состоит из введения, четырех глав, заключения и библиографического списка. Содержит 183 страницы машинописного текста, 30 рисунков, 36 таблиц и список литературы из наименований.

Автор благодарен профессору М.А. Пашкевич за научное руководство работой и ценные научные консультации, а также коллективу кафедры Геоэкологии Горного университета за практические советы при выполнении и обсуждении работы.

ГЛАВА 1 СОВРЕМЕННЫЕ ПРОБЛЕМЫ РАЗРАБОТКИ И ЭКСПЛУАТАЦИИ

МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛИМЕТАЛЛИЧЕСКИХ СУЛЬФИДНЫХ РУД

МЕТОДОМ КУЧНОГО ВЫЩЕЛАЧИВАНИЯ

1.1 КРАТКАЯ ИСТОРИЯ РАЗВИТИЯ ТЕХНОЛОГИИ КУЧНОГО

ВЫЩЕЛАЧИВАНИЯ, СРАВНЕНИЕ ОТЕЧЕСТВЕННОГО И ЗАРУБЕЖНОГО

В последние десятилетия двадцатого века российская золотодобывающая промышленность столкнулась с проблемами связанными с истощением запаса богатых, легкодобываемых и легкоперерабатываемых руд. Рентабельность существующих на тот момент предприятий золотодобычи была снижена в результате повышения стоимости энергоресурсов и транспортных услуг.

В сложившейся ситуации первоочередным становился вопрос вовлечения в переработку забалансовых и бедных руд, отходов золотодобычи содержащихся в отвалах и хвостохранилищах, снижение капитальных затрат при строительстве фабрик, а также экологическая безопасность и экономическая целесообразность новых технологий [1].

Такой технологией стало кучное выщелачивание (КВ), имевшее ряд преимуществ перед существовавшими технологиями цианирования золотоносных руд (уголь в пульпе, автоклавное выщелачивание) таких как:

относительная простота ведения процесса выщелачивания;

малооперационность технологических процессов;

низкие капитальные затраты при строительстве;

низкие эксплуатационные затраты на всем сроке работы установок;

быстрое введение в эксплуатацию;

возможность осуществления переработки забалансовых и бедных полиметаллических руд, а так же накопившихся отходов золотодобычи, ранее заскладированных в отвалах и хвостохранилищах.

Технология кучного выщелачивания металлов была известна еще в XVII веке.

На шахтах Венгрии извлекали медь из подотвальных медьсодержащих вод еще в середине XVII века, а испанские горняки делали то же самое, пропуская кислые растворы через крупные кучи окисленных медных руд на берегах Рио Тинто в 1752 году.

Первая установка цианидного выщелачивания была сконструирована и запущена на руднике Краун Майн, Новая Зеландия. В США первый опыт применения технологии кучного выщелачивания состоялся в 1891 году, когда были запущены установки в Меркуте, штат Юта и Калумете, штат Калифорния.

Благодаря применению цианирования, производство золота в Южной Африке возросло с 300 унций в 1890 г. до 300000 унций в 1893 г. В период с по 1905 гг производство золота в США увеличилось с 1,7 млн. унций до 4,6 млн.

унций, и это существенно, поскольку большая часть прироста была получена за счет переработки руд, плохо поддававшихся гравитационному обогащению и амальгамации, а так же за счет повторной обработки хвостов, образовавшихся ранее [2].

Помимо дешевизны процесса, эффект от внедрения технологии кучного выщелачивания оказался настолько высоким, что данная технология стала применяться практически повсеместно и очень быстро заместила все другие известные способы выщелачивания.

Кучное выщелачивание, позволяло вовлекать в отработку крупные месторождения с бедными (1-1,5 г/т) рудами и стало главным фактором развития золотодобычи в США, Австралии, Канаде, Мексике, Бразилии, Чили и других странах и дало им возможность за двадцать лет в 2-3 раза увеличить добычу золота. В настоящее время примерно половина мировой добычи золота приходится на технологию кучного выщелачивания [2].

Наглядная зависимость изменения объемов производства золота ведущими странами в последнее десятилетие двадцатого века представлена в таблице 1.

Таблица 1 - Добыча золота в мире за период 1989-1999 г.г.

Австралия 203,6 244,2 236,2 243,5 247,3 254,9 253,5 289,5 313,2 313 302, Примечание: Данные журнала «Gold Fields Mineral Services», 2000 г.

История развития кучного выщелачивания в Российской Федерации начинается с 1994 года, когда технология была реализована на отвалах месторождении, старательная артель «Саяны». Но уже к 2000 году на территории России действовало десять объектов суммарной производительностью по добыче золота 4 тонны в год [3].

За период с 1994 г. по 2006 г.в России было введено в эксплуатацию двадцать восемь промышленных (опытно-промышленных) установок КВ: на «Лопуховское», «Самолазовское», «Таборное» и «Межсопочное» в Якутии, Оренбургской, «Сафьяновское» и «Воронцовское» в Свердловской области, «Кочкарское», «Светлинское» и «Березняковское» в Челябинской области, «Комсомольская залежь» в Хабаровскомкрае, «Покровское» и «Бамское» в Амурской области, «Дельмачик» и «Богомоловское» в Читинской области, «Мурзинское» в Алтайском крае, «Бабгора» и «Эльдорадо» в Красноярском крае и некоторых других месторождениях [4].

Интенсивность внедрения технологии КВ графически представлена на рисунке 1.

Число установок КВ эксплуатацию в нашей стране переработано уже более 45 млн.т техногенного и природного минерального сырья [5].

Таблица 2 - Добыча золота в мире за период 2000-2011 г.г.

Примечание: По данным РМО ОАО «Иргиредмет», журнал «Золотодобыча» №166, 2012.

Сравнивая данные по ежегодному уровню добычи золота в мире, можно сделать вывод о том, что опыт внедрения в практику технологии кучного полиметаллических руд и добычи металла в целом. В частности, в России начиная с 1994 года по настоящее время, наблюдался стабильный рост с обоснованными скачками производительности в период 1995-1996 г.г., когда промышленные результаты дали первые, введенные в эксплуатацию установки и 2000-2001 г.г., когда технология нашла свое применение еще на более чем 10 месторождениях.

Прирост объемов добываемого золота в период с 1994 года по 2011 год составил 339 %.

В целом, современные темпы освоения КВ в России недостаточно высокие по сравнению с другими ведущими золотодобывающими странами из-за особенностей структуры и условий добычи золота в стране. Из сдерживающих внедрение КВ факторов важнейшими являются суровый климат в большинстве регионов и наличие в недрах России, в отличие от многих других стран, дешевого россыпного золота, доля которого в общей добыче все еще высока (более 44 %) [6].

Тем не менее, в РФ ежегодно вводится в эксплуатацию от одной до трех установок КВ. Производительность установок - от 25-50 тыс. т в год для богатых (9-35 г/т Au) руд до 0,8-1,0 млн. т и более бедных руд (0,9-1,5 г/т Au в рудах месторождений «Светлинское», «Таборное»), и она постепенно возрастает вместе с приобретением опыта ведения работ. Извлечение золота составляет от 50 % (хвосты обогащения Кочкарского месторождения, крупнодробленые руды Бамского) до 86 % (руды Майского месторождения), и в среднем для большинства установок оно составляет около 75 % [7].

Большинство из эксплуатируемых установок, в том числе расположенных в регионах с суровым климатом, на месторождениях «Самолазовское», «Таборное», «Комсомольская залежь», «Амур», «Покровское» и др., являются высокорентабельными. Добыча золота в России по технологии КВ достигает 8кг в год на одного работающего. Себестоимость в среднем составляет $ 4-6 за 1 г, и в мировой практике она находится примерно на таком же уровне. Срок окупаемости капитальных вложений - от одного года (на месторождениях «Комсомольская залежь», «Майское», «Межсопочное») до 2,5 лет (Таборное) и чаще составляет 1,5 года (Покровское, Самолазовское, Светлинское и т.д.) [8].

В России на начало 2006 г. действовало 20 объектов КВ золота и серебра за вычетом уже закрытых и законсервированных. На ряде установок (на месторождениях «Покровское», «Воронцовское», «Таборное») процессы выщелачивания и последующего выделения благородных металлов осуществляются в круглогодичном режиме [9].

По итогам анализа отечественного и зарубежного опыта можно сделать вывод, что данная технология развивается быстрыми темпами и все чаще находит свое применение на разрабатываемых и уже разработанных месторождениях.

1.2 ПРИНЦИПИАЛЬНАЯ СХЕМА ПРОЦЕССА КУЧНОГО ВЫЩЕЛАЧИВАНИЯ

И ОСНОВНЫЕ ТЕХНОЛОГИЧЕСКИЕ ЭТАПЫ

Под кучным выщелачиванием понимают технологию химического или бактериального извлечения целевого компонента из бедных и попутно добытых забалансовых руд, а так же промышленных отходов заскладированных в отвалы, переработка которых, при применении обычных обогатительных и гидрометаллургических методов является нерентабельной.

Выщелачивание - это избирательное извлечение составляющих (целевые компоненты) твердого вещества с помощью растворителя [10].

Технология кучного выщелачивания включает ряд последовательных операций:

Подготовку основания и формирование гидроизоляционного покрытия.

Отсыпку и формирование рудных штабелей (куч) на подготовленном и заранее спланированном основании.

Орошение тела штабеля выщелачивающими растворами (чаще всего водные растворы химических реагентов связывающих целевой компонент в комплекс).

Коллекторное отведение продуктивных растворов дренируемых изпод тела штабеля.

Гидрометаллургическую переработку полученных растворов с целью извлечения целевого компонента (металла).

Донасыщение переработанных растворов с целью последующего возвращения в процесс орошения рудных штабелей [11].

Принципиальная схема технологии кучного выщелачивания представлена на рисунке 2.

HCN HCN

Рисунок 2 - Принципиальная схема технологии кучного выщелачивания К настоящему времени в мире применяется три основных схемы кучного выщелачивания:

Метод с многократно используемым основанием (цикличная схема гидроизоляционных оснований, переработку рудного сырья (дробление, агломерация), отсыпку штабеля с последующим выщелачиванием, промывкой и нейтрализацией. Отработанная масса штабеля складируется в отвалы.

Метод с постоянно наращиваемым основанием (непрерывная схема выщелачивания) включает подготовку гидроизоляционного основания, переработку рудного сырья, формирование штабеля с последующим выщелачиванием. После окончания выщелачивания отработанная масса не вывозится в отвал, а остается на месте для довыщелачивания, промывки, дополнительного слоя предварительно подготовленной рудной массы.

выщелачивания предполагает подготовку и отсыпку рудной массы позади удерживающей конструкции (опорный вал). Процесс выщелачивания и доотсыпки новых партий руды осуществляется с продвижением вверх по склону желоба. Орошение осуществляется с верхних точек желоба, что позволяет большей части рудной массы контактировать с выщелачивающим выщелачивания отработанная масса остается на месте для последующей рекультивации [12].

Большинство месторождений полезных ископаемых содержит различные типы руд, требующих отличных схем и режимов выщелачивания. Общими признаками для выбора схемы и режима выщелачивания, а так же способа формирования рудных штабелей являются:

Минеральный состав (форма минерализации, связь целевых 3. Геотехнические и гидрологические особенности местности 4. Климатические характеристики района расположения объекта [13] Важную роль в определении технологии подготовки и обогащения рудного материала являются крепость пород и степень их трещиноватости.

В настоящее время на практике наиболее широко используемая крупность материала, поступающего на КВ, составляет от 10-12 до 50-70 мм [8]. Однако процесс дробления рудного материала до крупности, определяемой технологией, не дает гарантии того, что штабель будет иметь достаточную устойчивость, а фильтрационные процессы в теле массива будут постоянными по скорости и площади проникновения растворов.

В процессе кучного выщелачивания на многих объектах по истечении определенного времени практически прекращалась фильтрация растворов через штабель. Скопление глин и тонких частиц в пределах отдельных участков горной массы штабеля закупоривало фильтрационные каналы, вызывая образование на поверхности штабеля искусственных прудков, которые, в свою очередь, способствовали возникновению каналов с высокой проницаемостью [8].

В золотосодержащих рудах присутствуют глинистые фракции или образуются в результате процессов измельчения и дробления [14]. Наличие мелких и крупных частиц руды в теле штабеля приводит к тому, что более мелкие частицы концентрируются в центре, а более крупные ближе к поверхности на откосах массива, такой процесс называется сегрегация, графически представленный на рисунке 3.

В результате сегрегации частиц проницаемость штабеля начинает ухудшаться с момента отсыпки. Данному процессу способствует укладка новых объемов руды на поверхность штабеля и их разравнивание с использованием технических средств создающих вибрацию в теле массива.

Рисунок 3 - Сегрегация частиц при формировании рудного штабеля проницаемостью и зоны с повышенной скоростью фильтрации, что ни в первом, ни во втором случае не удовлетворяет условиям протекания процесса кучного выщелачивания.

Проблема сегрегации и постоянное вовлечение в процесс переработки КВ бедных руд и промышленных отходов, требует введения в технологию подготовки руд таких приемов, которые бы позволили максимально повысить устойчивость штабеля и достичь равномерности перколяции рабочих растворов по всему объему штабеля. В настоящее время таким способом является агломерация (окомкование) измельченной руды [15].

Определение необходимости процесса агломерации обосновывается на стадии исследовательских работ по изучению водопроницаемости дробленного до заданной крупности материала. Агломерации подвергается или вся дробленая руда, или предварительно отсортированная на стадии измельчения его часть, а именно наиболее зашламованная мелочь.

Руду прошедшую все необходимые этапы подготовки укладывают в штабель на специально спланированную площадку, которая представляет собой твердое основание, включающее в себя следующие элементы:

ложе (уплотненное основание);

подстилающий слой (не всегда применяется);

В настоящее время по классификации Харпера, Лича и Тейпа (1987 г.) основания для штабелей КВ подразделяют на следующие виды, представленные на рисунке 4 [16].

Рисунок 4 - Виды гидроизоляционных оснований площадок КВ Ложе (уплотненное основание) – спланированная поверхность, при подготовке которой осуществляется снятие почвенно-растительного слоя земли, а при необходимости рытье и обваловка котлована.

Подстилающий слой – выполняет защитную функцию и позволяет снизить вероятность проколов гидроизолирующего слоя в результате его прямого контакта с основанием, материал которого содержит угловатые обломки. Чаще всего в качестве насыпного материала применяется мелко- и среднезернистый песок.

Гидроизоляционный слой – предназначен для удержания продуктивного раствора в дренажном слое и предотвращает его потери в результате фильтрационных процессов.

Гидроизоляционный слой может быть представлен, как природными водоупорными материалами (глины), так и синтетическими материалами (геомембраны).

Синтетические материалы, используемые для производства геомембран, являются органическими полимерами. Они подразделяются на:

термопластические смолы (поливинилхлорид – PVC);

кристаллические термопластические смолы (полиэтилен высокого давления (HPDE), полиэтилен низкого давления (LDPE));

термопластические эластомеры (хлорсульфированный полиэтилен);

эластомеры (бутилкаучук) [11].

Применение конкретного типа гидроизляционного слоя определяется условиями его эксплуатации, действующими природоохранными нормативами и требованиями и допустиммыми материальными затратами на строительство площадки.

Защитный слой обеспечивает:

защиту геомембраны или глиняного гидроизоляционного слоя во время отсыпки и формирования рудного штабеля;

ограничивает испарение и растрескивание глиняного экрана в случае его применения;

защиту гидроизоляционного слоя от воздействия ультрафиолетового излучения.

Дренажный слой предназначен для сбора и последующего отведения насыщенных растворов из-под тела штабеля.

Основания штабелей должны удовлетворять следующим требованиям:

обеспечивать прочность и устойчивость при статических переменных нагрузках от веса рудной массы и строительно-дорожной техники. Основание при этом не должно деформироваться и разрушаться;

воздействию технологических растворов, концентрация и состав которых могут меняться в период эксплуатации, так же как режим подачи растворов выщелачивания и климатические условия;

существует во всех точках прохождения растворов. Это необходимо как с точки зрения предотвращения потерь ценных компонентов, так и защиты окружающей среды от загрязнения [3].

основании является наиболее ответственной и решающей операцией, определяющей конечный результат КВ. Основной задачей отсыпки рудного штабеля является достижение его максимальной однородности, что будет оказывать прямое влияние на эффективность извлечения металлов и дренирование рабочих и продуктивных растворов.

Определение способа формирования рудного штабеля зависит от прочности фундамента, основания, изоляционного слоя, топографии, химических и физикомеханических свойств руды, таких как гранулометрический состав руды, прочность руды или агломерата, проницаемость руды для выщелачивающего раствора [17]. К настоящему времени наиболее часто используются три способа формирования штабеля:

Отсыпка самосвалами с последующим выравниванием и глубоким рыхлением слоя руды - применяется только для руды, которая не образует большого количества рудной мелочи и обладает достаточной механической прочностью.

Отсыпка небольшими кучами с последующим разравниванием бульдозером - применяется, когда при выгрузке руды может образоваться большое количество рудной мелочи или в случае дробленой и окомкованной выщелачиванием.

Конвейерная отсыпка штабеля - системы отвальных конвейеров обеспечивают минимальное механическое воздействие на руду и очень подходят для отсыпки штабелей из дробленой руды, дробленной и окомкованной руды и окомкованных хвостов.

На отсыпке применяют автосамосвалы с задней разгрузкой, фронтальные погрузчики и отвальные конвейеры.

Важное значение имеет высота закладываемого штабеля. От высоты укладываемой рудной массы при КВ зависят площадь занимаемых земель, организация работ, объемы переработки, а, следовательно, и итоговая эффективность всего процесса. Высота штабелей варьируется от 5 до 60 м. В настоящее время большое распространение получили многоярусные штабели, когда отсыпка новой рудной массы осуществляется непосредственно на уже отработанный слой руды, обычно этот метод используется для руд забойной крупности.

При выборе высоты штабеля необходимо руководствоваться следующими положениями:

с увеличением высоты укладываемой руды организация процесса экономичнее из-за исключения подготовки новых площадей, насосного хозяйства, систем орошения и т.д.;

большая масса руды, особенно при частичном окислении сульфидных минералов, позволяет поддерживать внутри штабеля более высокую температуру, что во всех случаях благоприятно сказывается как на кинетике процесса, так и возможности проведения процесса в зимних условиях.

К отрицательным факторам сооружения высоких штабелей можно отнести:

снижение фильтрационной способности отсыпанной рудной массы;

большую вероятность возникновения каналообразования;

большую уплотняемость штабеля, особенно в нижней зоне штабеля [3].

Так же при отработке высоких штабелей наблюдается снижение степени извлечения полезного компонента, по сравнению с выщелачиванием тех же руд, но в условиях малых высот.

С цеха подготовки растворов, выщелачивающие растворы подаются на штабель по трубам, и через систему орошения осуществляется насыщение тела штабеля с последующим выщелачиванием целевого ценного компонента. Этап орошения является «завершающим», и по существу определяет правильность выполнения предыдущих операций рудоподготовки, формирования штабеля, выбора технологических параметров процесса выщелачивания.

Система орошения состоит из следующих элементов: оросительных устройств, схемы орошения, режима орошения и видов оросителей. Существует большое разнообразие вариантов оросительных устройств, выбор которых зависит не только от схемы орошения и его режима, но и от высоты штабеля, формы отсыпанной руды и размеров кусков рудной массы.

Варианты размещения оросителей и их геометрическое расположение представлено схематически на рисунке 5.

Рисунок 5 - Варианты размещения оросителей и их геметрическое расположение Первоначально осуществляют укладку оросителей открытым или закрытым способом:

Открытая укладка на верхнем основании штабеля осуществляется в том случае, если при испарении выщелачивающего раствора не наблюдается отрицательного воздействия на компоненты окружающей природной среды, а так же рабочий персонал и технические средства.

Закрытая укладка более эффективна и безопасна, а так же имеет преимущества при ярусном формировании рудного штабеля с высотой яруса более 4 метров. В случае использования цианидных растворов данный способ является приоритетным.

Применение способа закрытой укладки оросителей сопровождается изоляционными работами коллекторов инертными материалами (грунт, песок), воздухо- и водонепроницаемой пленкой, что позволяет минимизировать процесс испарения растворителя и таким образом получить наиболее равномерное его распределение по всему объему тела штабеля.

Геометрическое и пространственное расположение труб коллектораоросителя может быть самым разнообразным: ярусное, рассредоточенное, горизонтальное, вертикальное [3].

Ярусная горизонтальная укладка труб коллектора-оросителя осуществляется на этапе формирования штабеля, на каждом ярусе высотой 4-5 м.

Таким образом, при отработке нового яруса, оросительная система не демонтируется и выполняет роль дренажного коллектора для верхнего яруса.

Система рассредоточенной укладки коллектора-оросителя может быть как вертикальной, так и горизонтальной. Система формируется одновременно с отсыпкой полного объема рудного штабеля, при этом сооружение закачныхоткачных скважин осуществляется с верхнего основания штабеля.

Существует четыре основных схемы возможной подачи растворов при выщелачивании:

коллекторных трубах, которые укладываются с расчтным интервалом друг от друга, или через вертикальные патрубки, расположенные в шахматном порядке по всей площади поверхности штабеля;

способ капельного орошения заключается в применении капельных устройств (эмиттеров), которые устанавливаются с заданным интервалом по всей длине раствороподающих труб. При таком способе излив рабочего раствора, осуществляется с минимальным расходом;

способ форсуночного орошения позволяет более полно покрывать всю площадь рудного штабеля при использовании открытой системы орошения.

Форсунки устанавливаются рядно в трубопроводе, так же возможно расположение их в шахматном порядке;

прудковый способ орошения осуществляется через оросительные канавы, траншеи и прудки, которые могут быть сооружены как на верхнем основании штабеля, так и его боковой поверхности. Периодическое заполнение подготовленных полостей позволяет достигнуть достаточно равномерного дренирования выщелачивающего раствора через тело штабеля.

Практически установлено [13], что выщелачивание с наиболее оптимальным извлечением драгоценных металлов из тела рудного штабеля достигается при плотности орошения в интервале значений 0,001-0,006 дм3/(см2).

Среднее значение плотности орошения обычно составляет 0,002-0,003 дм3/(см2).

При фильтрации рабочего выщелачивающего раствора через тело рудного штабеля происходит извлечение драгоценных металлов и соответственно насыщение раствора до его продуктивного состояния. По системе дренажа, коллекторным трубам и каналам раствор поступает на золотоизвлекательную фабрику (ЗИФ), где происходит его «разгрузка» с последующим получением золотосеребряного сплава Доре. Далее раствор поступает на доукрепление и после повторно в систему орошения штабеля. Раствор циркулирует непрерывно через тело штабеля по циклической схеме для максимального извлечения целевого компонента (Au, Ag).

Выщелачивание полезного компонента из дробленой руды происходит в две стадии: прямое выщелачивание и диффузионное. Прямое выщелачивание имеет место в случаях, когда полезный компонент находится непосредственно на поверхности кусков руды и омывается потоком раствора. Выщелачивание металла, заключенного внутри кусков руды, происходит за счет молекулярной диффузии [4].

Явление молекулярной диффузии возникает при наличии разности концентраций полезного компонента в поровой жидкости, заключенной в порах и мелких трещинах куска руды, и выщелачивающем растворе. Ионы растворенного минерала движутся из поровой жидкости в выщелачивающий раствор, постепенно насыщают его, вызывая падение концентрации в первой. Скорость диффузионного выщелачивания значительно ниже скорости прямого выщелачивания [14].

Градиент падения концентрации (разность концентраций ионов полезного компонента в поровой жидкости и выщелачивающем растворе) изменяется во времени. При непрерывной фильтрации раствора через руду, когда к каждому куску руды поступает свежий раствор, градиент максимальный. По мере прохождения раствора через рудный слой значительной высоты градиент постепенно снижается. При гидростатической схеме выщелачивания, когда раствор какое-то время выстаивается, градиент падения концентрации переменный, стремящийся к нулю. Уравнивание концентраций ионов полезного компонента в поровой жидкости и в выщелачивающем растворе означает, что необходимо осуществить подачу свежего раствора, выпустив прежний выщелачивающий раствор [4].

При фильтрационном выщелачивании раствор просачивается через узкие каналы в слое материала ламинарным потоком. Поэтому скорость фильтрационного выщелачивания в случаях, когда она лимитируется диффузией, при прочих равных условиях, меньше, чем при агитационном выщелачивании.

При промывке твердой фазы происходит диффузия из толщи зерен оставшейся соли выщелоченного металла в условиях все уменьшающегося градиента концентраций [15].

В настоящее время в промышленной практике выщелачивание благородных металлов осуществляется водными растворами цианидов, чаще всего растворам NaCN. Процесс цианирования руды основывается на взаимодействии цианид ионов CN с благородными металлами, при котором золото и серебро переходят в раствор в виде стабильных водорастворимых комплексных анионов – Na[Au(CN)2] дицианоаурат и Na[Ag(CN)2] дицианоаргентат. Переход металлов в раствор протекает по следующим реакциям:

Из приведенных уравнений реакций видно, что на скорость перехода металлов в раствор влияет pH раствора, присутствие в растворе свободного кислорода и концентрация ионов цианида.

Помимо выщелачивания благородных металлов в растворе протекают реакции взаимодействия ионов цианида и рудных минералов, что приводит к снижению концентрации свободного цианида, скорости растворения целевого компонента и загрязнению насыщенных растворов примесными элементами.

Примесные элементы, вступающие в реакцию с цианидом, называют циансидами. Циансидами являются железо, цинк, сурьма, медь и другие элементы. Железо образует ферроцианиды [Fe(CN)6]4- и [Fe(CN)6]3-, медь – медноцианистые комплексы [Cu(CN)2]-, [Cu(CN)3]2- и [Cu(CN)4]3-. Мышьяк и сурьма поглощают большое количество цианида. Они реагируют с известью, образуя соединения, например, Ca3(AsS3), которые затем взаимодействуют с цианидом с образованием тиоцианата (CNS-1). Цинк с цанидом образует комплекс [Zn(CN)4]2- [4].

Исходя из этого, успешность протекания процесса кучного выщелачивания будет определяться контролем химического состава оборотного раствора по следующим показателям:

содержание растворенного кислорода;

Перечисленные выше параметры (pH, содержание растворенного кислорода, концентрация NaCN), определяют скорость перехода благородного металла в раствор. Количество растворенных металлов, из-за возможности взаимодействия с цианид-ионами, присутствующими в растворе, влияют на процесс обработки штабеля.

При возрастании показателя pH до значения 12 (в 0,04 % растворе NaOH), скорость перехода драгоценных металлов в комплексы заметно замедляется. При значении pH равном 10,5 наблюдается оптимальная скорость растворения золота и серебра. Условия, оптимальные для каждого частного случая, должны быть экспериментально установлены.

В свою очередь присутствие растворенного кислорода при контакте металла и цианидного раствора ограничивает реакцию, скорость перехода благородных металлов в комплексы возрастает прямо пропорционально концентрации кислорода в продуктивном растворе. Такая зависимость наблюдается до достижения максимального значения скорости перехода металла в раствор. В тот момент, когда максимум скорости уже достигнут, содержание кислорода больше не является ограничивающим фактором, соответственно повышение его концентрации не увеличивает скорость образования комплексов.

Содержание кислорода в растворе при выщелачивании золота и серебра является особо важным фактором в тех случаях когда: раствор вводится в тело штабеля ниже его поверхности; наблюдается повышенное содержание сульфидов или органических соединений в руде; геометрические параметры штабеля имеют большие значения (высота и ширина).

составляет от 0,2 до 1,0 г/дм3.

В зависимости от таких показателей как крупность кусков руды, объем тела рудного штабеля и его высота, необходимый объем выщелачивающего раствора приблизительно будет равен 10 % от массы штабеля.

Система сбора насыщенных растворов состоит из дренажной системы рудного штабеля, которая закладывается на этапе предшествующем формированию штабеля, канавы или трубопровода для транспортирования продуктивных растворов в накопитель (растворосборник).

Обычно дренажная система в пределах штабеля состоит из коллекторной системы, размещаемой выше изоляции и состоящей из руды, если она хорошо проницаема, фильтрующего материала (гравий) и сборных трубок либо их комбинации. Выбор дренажной системы внутри штабеля определяется уклоном площадки, проницаемостью руды, и объемом растворов [3].

Отведение продуктивных растворов осуществляется под действием сил гравитации или с применением насосных систем. Применение насосных систем целесообразно только в том случае если площадка рудного штабеля имеет малый уклон, недостаточный для поступления продуктивных растворов в коллекторную систему.

Дренажная система должна удовлетворять следующим требованиям:

располагающейся выше гидроизоляционного слоя с цель снижения риска разрушения штабеля;

соответствовать расходу потока, подаваемого в систему орошения и проходящему через тело рудного штабеля;

учитывать способствующие повышению водного баланса потоки природных вод (дожди, снеготаяние);

быть химически устойчивой к агрессивным средам.

При проектировании дренажной системы решают двуединую задачу:

поддержание зоны насыщения по возможности на более низком уровне и обеспечение при этом при этом постоянства и минимального градиента потока растворов через штабель. Система коллекторов должна служить в качестве фильтра, причем поток растворов не должен переносить мелкие частицы в сборные трубки или траншеи [3].

выщелачиваемого штабеля.

1-фундамет покрытия; 2-полиэтиленовая пленка; 3-слой песка; 4-предохранительное покрытие с перфорированными трубами; 5-берма; 6-штабель; 7-дренажная канава с трубой Рискнок 6 - Типовое строение нижнего дренажа выщелачиаемого рудного Накопитель насыщенных растворов по экологическим и экономическим соображениям не должен допускать инфильтрации растворов с высокими концентрациями выщелачивающих реагентов, вредных примесей, избыточной кислоты или щелочи в подземные и поверхностные воды.

Для малых производств небольшой производительности по руде (до тысяч тонн перерабатываемой руды в год) в качестве накопителей продуктивных растворов используются емкости, изготовленные из пластика или синтетических смол. При крупномасштабном производстве проектируются специальные хранилища с гидроизоляцией дна и стенок, в оптимальном варианте отдельно для хранения продуктивных и выщелачивающих растворов.

Общепринятая практика свидетельствует о необходимости размещения обоих накопителей недалеко друг от друга. Это аккумулирует объемы растворов вблизи одной оборудованной площадки и уменьшает строительные и эксплуатационные расходы. Взаимодействие накопителей позволяет также комбинировать объемы в случае работы дренажных дамб или в неблагоприятных погодных условиях [16].

Продуктивные растворы поступают на золотоизвлекательные фабрики, где происходит процесс извлечения целевого компонента (золото, серебро) по одному из существующих промышленных методов:

метод Меррилл-Кроу осаждение на активный металл (Zn, Al, Pb, Fe), чаще всего металлы представлены в виде порошков;

методы сорбции на активированный уголь;

ионообменное извлечение ионитами (синтетическими смолами);

осаждение в виде нерастворимых сульфидов (чаще всего применяется для извлечения Ag).

Эти методы выделения золота и серебра из продуктивных растворов кучного и подземного выщелачивания в равной мере могут быть использованы как при извлечении благородных металлов из цианидных сред, так и других сред, таких, как тиомочевинные, тиосульфатные и хлоридные.

выщелачивания обусловлен следующими соображениями:

сравнительным анализом капитальных и эксплуатационных затрат на создание установок по извлечению;

объемом продуктивных растворов;

содержанием (концентрацией) золота и серебра в продуктивных растворах;

эффективностью (степенью) извлечения металлов из продуктивных растворов в зависимости от физико-химического состава растворов [3].

перерабатывающих золотоносные руды с применением технологии кучного выщелачивания, можно сделать вывод, что наиболее часто применяемыми методами извлечения драгоценных металлов из насыщенных растворов являются осаждение цинком (Меррилл-Кроу) и сорбция на активированный уголь (CIP).

Осаждение серебра и золота на металлическом цинке.

продуктивные растворы подвергаются тонкой очистке от коллоидной кремневой кислоты и взвешенных частиц.

Далее раствор подается в деаэрационную колонну, в которой происходит удаление растворенного кислорода. Процесс деаэрации позволяет предотвратить загрязнение оборотных растворов цинком.

На третьем этапе осуществляется цементация с применением цинкового порошка обработанного азотнокислым свинцом Pb(NO3)2. Обработка солью свинца производится с целью устранения влияния вредных примесей при осаждении золота.

Уравнения реакции цементации на цинковый порошок для золота и серебра имеют следующий вид:

Осадок, образующийся в процессе цементации, содержит в среднем до 60благородных металлов.

На следующих этапах цементат, получаемый по методу Меррилл-Кроу, подвергается гидрометаллургической и пирометаллургической переработке включающей:

удаление Zn путем обработки цементата серной кислотой;

получение сплава Доре путем плавки цемента;

разделение золота и серебра путем его обработки азотной кислотой;

плавка металлов с последующим получением товарных слитков.

перерабатываемых продуктивных растворов, в связи с этим установки могут иметь различную производительность по раствору в широком интервале – от 5 до 1000 м3/ч.

Технология уголь в пульпе (CIP) с адсорбцией благородных металлов на активированном угле.

Выделение золота из цианидных растворов осуществляется путем осаждения (поглощения) его на гранулы активированного угля в специальных колоннах с отношением диаметра к высоте от 1:6 до 1:10. Растворы пропускаются через слой активированного угля снизу вверх в колоннах. Золото осаждается на активированном угле по всей высоте колонны, а обеззолоченные цианидные растворы на выходе из колонны подкрепляют цианидом натрия, щелочью и возвращают в цикл кучного выщелачивания. Число колонн в цепочке обычно от трех до шести. Одну или две колонны после заполнения гранул активированного угля золотом отключают из цепочки осаждения и переключают на цикл снятия золота с угля (десорбция) и регенерации (активации) угля. В этом цикле горячие (90-100 %) растворы цианида натрия и щелочи под небольшим избыточным давлением пропускают через колонны с золотосодержащим активированным углем, при этом осажденное золото растворяется и переходит в более концентрированный золотосодержащий раствор (100-300 мг/л). Выделение золота из богатых по золоту растворов осуществляют по средствам электролиза, при этом золото осаждается на специальном катоде (вата из тонкой проволоки нержавеющей стали). Катодное золото (80-90 % чистоты) плавят с флюсами на черновое золото (сплав Доре) с содержанием 96-98 % [3].

восстановления исходных свойств с дальнейшим возвращением в систему сорбционных колонн.

1.3 УСЛОВИЯ ПРИМЕНЕНИЯ ТЕХНОЛОГИИ КУЧНОГО ВЫЩЕЛАЧИВАНИЯ

ЗОЛОТА

Технология кучного выщелачивания нашла свое применение при добыче многих полезных компонентов отходов горного и металлургического производств, бедных и забалансовых руд, таких как молибден, цинк, никель, железо, медь, уран, золото, серебро. В России наибольшее применение получила технология кучного выщелачивания золота и попутное извлечение металлов платиновой группы.

Технологически процесс КВ представляет собой орошение подготовленных руд щелочным раствором цианида натрия, фильтрацию продуктивных растворов через тело штабеля, их дренирование и сбор, последним этапом является извлечение целевых компонентов из насыщенных маточных растворов.

Скорость и эффективность протекания процесса цианирования в первую очередь определяется физико-механическими и физико-химическими особенностями рудного сырья. Перерабатываемые руды должны удовлетворять следующим требованиям [18]:

содержать драгоценные металлы в форме мелких свободных вкраплений, легко выщелачивающихся цианистым раствором;

должны быть пористыми и хорошо проницаемыми для растворов;

содержать минимальное количество сульфидов и других соединений меди, сурьмы, железа, мышьяка, снижающих скорость растворения золота;

углистого и органического вещества, способных сорбировать золотоцианистые комплексы;

содержать минимальное количество карбонатов, вызывающих при повышенных содержаниях преждевременное осаждение цианистых соединений золота;

содержать минимальное количество мелочи (состоящего из частиц размером минус 50 микрон) и глинистых минералов, которые затрудняют дренирование растворов через слой руды и требуют дополнительных затрат на организацию процесса агломерации руды.

Приведенным требованиям соответствуют следующие руды: известковые алевриты, содержащие микронные включения золота; окремненный алеврит, содержащий золото, связанное с оксидами железа; песчаные и доломитовые руды, в которых золото представлено вкраплениями между зернами пород; жильные кварцевые руды с золотом в трещинах, заполненных лимонитом; вулканические породы, с жильными кварцевыми включениями, содержащими золото в свободной форме.

Эффективность и экономическая целесообразность применения технологии кучного выщелачивания так же определяется условиями района расположения площадки выщелачивания: рельеф местности, наличие свободных площадей, климатогеографические параметры; гидрогеологические характеристики местности.

промышленного объекта определяют выбор метода выщелачивания:

потребуются при циклическом методе выщелачивания;

большие площади земельного отвода с равнинным рельефом потребуются при непрерывном методе выщелачивания;

потребуются при дамбовом выщелачивании.

Климатогеографические характеристики района расположения площадки КВ оказывает прямое влияние на скорость процесса выщелачивания. Разница в скорости выщелачивания в летний и зимний период может достигать 30 %.

Эффективность процесса выщелачивания рудного материала, так же определяется гидрогеологическими характеристиками района расположения промышленного объекта.

В работе [19] выделены четыре категории участков с различными условиями природной защищенности:

практически не защищенные территории, имеющие мощность зоны аэрации менее 10 м, подстилаемые гравийно-галечным материалом слабо защищенные территории, сложенные покровными отложениями мощьностью до 5 м и мощностью зоны аэрации более 10 м. Покровные отложения подстилаются песчаниками, опоками. Эксплуатация таких участков требует специальных инженерных мер защиты.

мощностью до 5-10 м и глубиной залегания уровня грунтовых вод более 20 м.

защищенные участки с покровными отложениями мощностью более 10 м и глубиной залегания уровня грунтовых вод более 10 м.

Строительство площадки выщелачивания на территориях обладающих низкой природной защищенностью потребует больших капитальных затрат на сооружение гидроизоляционного основания рудного штабеля и растворосборников.

1.4 ТЕХНИКО-ЭКОНОМИЧЕСКИЕ ПОКАЗАТЕЛИ

Продолжительность строительства предприятия кучного выщелачивания – от 12 до 18 месяцев. Сроки выхода на проектную производительность предприятий КВ составляют 24-30 месяцев. При наличии определенной инфраструктуры района расположения отрабатываемого месторождения возможно сокращение сроков строительства и освоения на 20-30 % [17].

Срок получения товарной продукции (металл в слитках) может быть менее 12 месяцев с начала освоения технологии кучного выщелачивания. Это связано с тем, что переработка руд может носить круглогодичный характер даже в северных регионах нашей страны.

В таблице 3 приведены сравнительные показатели переработки руд по технологии КВ и переработки той же руды на обогатительной фабрике [17].

Таблица 3 - Сравнительные показатели переработки руды по различным вариантам Срок окупаемости вложений в создание промышленного производства, лет Преимущественная эффективность кучного выщелачивания определяется низкой себестоимостью забалансового рудного сырья, отсутствием процесса мелкого дробления, а так же в сравнении с обогатительной фабрикой меньшими расходами реагентов и амортизационными затратами.

применяемых на Воронцовском месторождении: на золотоизвлекательной фабрике (ЗИФ) и кучное выщелачивание (КВ), имеет место сравнение укрупненных расчетов экономических показателей.

Сравнительные технико-экономические показатели переработки окисленных руд для двух технологических решений приведены в таблице 4.

Таблица 4 - Сравнительные технико-экономические показатели переработки окисленных руд при разных технологических решениях Из таблицы видно, что технология переработки окисленных руд кучным выщелачиванием экономически более предпочтительна.

Проектирование и сооружение гидроизоляционного основания штабеля и накопителей продуктивных растворов является наиболее дорогостоящей стадией производственного процесса кучного выщелачивания. Выбор конструкции гидроизоляционного основания рудного штабеля обосновывается исходя из климатогеографических и гидрогеологических условий района расположения месторождения.

1.5 ХАРАКТЕРИСТИКА И МЕСТОПОЛОЖЕНИЕ ВОРОНЦОВСКОГО

МЕСТОРОЖДЕНИЯ

месторождение расположено на территории муниципального образования г.

Краснотурьинска Свердловской области в 0,5 км к западу от поселка Воронцовка, в 12 км к югу от г. Краснотурьинска, в 32 км к западу от г. Серова и в 18 км к юговостоку от г. Карпинска. Основная промышленная площадка находится в 8 км от карьера.

Перечисленные населенные пункты являются железнодорожными узлами и "Северопесчанская". Базисный склад ВВ шахты расположен в 10,5 км.

Ведущие предприятия: Богословский алюминиевый завод, артель старателей «Южно-Заозерский прииск», шахта «Северопесчанская», Турьинский медный рудник.

В орографическом отношении район месторождения расположен на восточном склоне Северного Урала. Рельеф территории увалисто-холмистый, сглаженный, абсолютные отметки в районе месторождения 180-190 м. Площадь месторождения расположена в бассейне реки Каквы, протекающей в 2-4 км к югозападу от него. Абсолютные отметки в долине реки 116-128 м. Ниже по течению, в 10 км, на реке Каква, расположено Киселевское водохранилище – резерв хозяйственно-питьевого водоснабжения г. Серова. Действующие водозаборы подземных вод: в устье реки Пещерная, в 3км к западу от месторождения, вблизи устья реки Каменка, в 12 км к востоку от месторождения.

Территория в районе Воронцовского месторождения и промплощадки характеризуется таежно-болотным ландшафтом хвойных и смешанных лесов.

Основная площадь представлена склоновым ландшафтом, на котором сформирован природный поток переноса вещества по склону в р. Какву и ее притоки (руч. Пещерный, Марганцовый и др.), а также в затопленные карьеры и болота левобережья р. Каквы.

Болотный ландшафт развит фрагментарно, в пониженных участках, часто заторфованных.

Вся территория характеризуется высокой степенью залесенности -70-80%.

Растительность представлена лиственными и хвойными породами деревьев.

Выход деловой древесины 25 %.

Почвообразующие породы района представлены элювием и делювием материнских вулканических, карбонатных и интрузивных пород в комплексе с четвертичными покровными суглинками.

Сельскохозяйственные угодья государственного сектора на территории месторождения отсутствуют. Площади, изымаемые под строительство объектов горного предприятия, покрыты почвенно-плодородным слоем средней мощностью до 0,1 м, на отдельных участках – до 0,35 м.

Необходимо отметить, что прилегающая к карьеру территория (в особенности с севера и востока) попадает в зону техногенного ландшафта. В непосредственной близости от карьера расположены отработанные шахты (Новая, Северная, Южная) с сетью затопленных подземных горных выработок, отвалы вскрышных пород и карьеры, заполненные водой. К востоку от карьера, в радиусе 3-4 км, имеются дражные полигоны.

Район по сейсмоопасности относится к категории 72 (т.е. землетрясения силой 7 баллов могут происходить с периодичностью один раз в тысячу лет).

Гидрографическая сеть района Воронцовского месторождения принадлежит бассейну реки Каква, протекающей в 2,3 – 2,5 км к югу от промплощадки предприятия. Бассейн р. Каква расположен в северной части Среднего Урала на восточном его склоне и вытянут в длину на 100 км с запада на восток, не имея определенной геометрической формы. Длина реки 170 км, площадь водосбора на выходном с Воронцовского месторождения створе – 1590 км2.

По характеру рельефа бассейн р. Каквы представляет собой несколько приподнятую, расчлененную холмистую равнину с отдельными невысокими неправильно расположенными возвышенностями (400-550 м) и плоскими выровненными поверхностями (200-300 м), соответствующими пойменным стадиям развития рек. Реки района сильно врезаны, отличаются большим падением, быстрым порожистым течением и узкими ущелистыми участками долин с многочисленными обнажениями.

Наиболее крупными притоками р. Каква являются реки Козья, Горновая Каква, Ольва, Валенторский исток, Горновая, Галка, Тота и Замарайка.

Ближайшими водотоками, протекающими в районе горнометаллургического комплекса (ГМК), являются притоки левобережья р. Каквы:

руч. Марганцовка, протекающий в 1,5 км к юго-западу от промплощадки;

руч. Песочный, протекающий севернее промышленной площадки, является притоком р. Каменки и впадает через р. Замарайку в р.Какву.

Гидрологический режим р. Каквы может быть характеризован на основании наблюдений, осуществлявшихся Уральским УГМС на гидрологическом посту в д.

Полутовка (расстояние от устья 43 км, площадь водосбора 1500 км2), с 1955 г. по 1970 г.

Весенний подъем начинается в начале апреля, пик половодья приходится на конец апреля – начало мая. Доля талых вод в годовом стоке составляет 50 %. С июня по конец октября наблюдается низкая летняя межень с несколькими дождевыми паводками. Устойчивый ледовый покров устанавливается в начале ноября.

В течение года самые малые расходы в водотоках района наблюдаются зимой. Причиной понижения расходов является уменьшение притоков подземных вод в реки за счет промерзания верхнего слоя почвогрунтов.

Наименьшие расходы воды в летний период превышают зимние в 1,5-2, раза, так как в их формировании принимают участие дождевые воды.

предприятия приведены в таблице 5.

Таблица 5 - Гидрографические характеристики водотоков района расположения Воронцовского месторождения р. Каква (1км выше устья р. Замарайки) Продолжение таблицы руч. Марганцовый Уровенный режим водотоков повторяет режим стока. Максимальные годовые уровни воды формируются в период весеннего половодья - во второй половине апреля - начала мая. После спада весеннего половодья в мае-октябре наступает летняя межень, прерываемая дождевыми паводками. В отдельные годы высшие уровни дождевых паводков превышают максимумы весеннего половодья.

Абсолютные отметки уреза воды в летнюю межень составляют на входном и выходном к месторождению створах 128,7 и 116,4 м.

Осенью, во время установления ледостава, вследствие стеснения живого сечения потока ледовыми образованиями, происходит повышение уровней. В течение зимнего периода, от ледостава до начала весеннего разрушения ледового покрова, уровни колеблются незначительно с общей тенденцией понижения.

В среднем, годовая амплитуда колебания уровня воды на реке Каква составляет 2-2,5 м, увеличиваясь в наиболее многоводные годы до 3-3,5 м, на остальных реках и ручьях, в среднем 1-1,5 м, в отдельные годы до 2 м.

Среднемесячный минимальный зимний модуль стока реки составляет 1,2 л/скм2. Нормы среднегодового стока 50 % и 95 % обеспеченности равны соответственно 8,3 и 5,1 л/скм2.

Основные морфометрические и гидрологические характеристики водотоков района Воронцовского месторождения приведены в таблице 6.

Таблица 6 - Характеристика русла основных водотоков района месторождения Наименование водотока Средняя глубина, м р. Каква (1 км от устья р.