Опытно-промышленные испытания подземного (скважинного) выщелачивания золота на россыпных месторождениях

Тип работы:
Реферат
Предмет:
Геология


Узнать стоимость

Детальная информация о работе

Выдержка из работы

--© Е. Т. Воронов, С. Н. Тимощенков,
М. А. Урунов, 2012
УДК 622. 349. 5
Е. Т. Воронов, С. Н. Тимощенков, М.А. Урунов
ОПЫТНО-ПРОМЫШЛЕННЫЕ ИСПЫТАНИЯ ПОДЗЕМНОГО (СКВАЖИННОГО) ВЫЩЕЛАЧИВАНИЯ ЗОЛОТА НА РОССЫПНЫХ МЕСТОРОЖДЕНИЯХ
Дано гидродинамическое и физико-химическое обоснование возможности геотехнологического метода разработки глубокозалегающих золотоносных россыпей на базе использования гидрохлоридной металлургии. Приведена технологическая схема подземного выщелачивания на россыпи Данду-Хангарук. Приведены результаты полупромышленных испытаний технологии подземного выщелачивания золота в старательской артели «Бальджа».
Ключевые слова: золото, хвостохранилище, реагент, экологическая безопасность.
дним из перспективных методов разработки золота, в том числе и погребенных россыпей, является геотехнологический, заключающийся в подземном выщелачивании золота теми или иными реагентами. В данном случае отпадает необходимость ведения дорогостоящих горно-подготовительных, добычных и сопутствующих работ. Кроме того, земля не обезображивается карьерами, шахтами, отвалами пустой породы, хвостохранилищами. В гораздо меньшей степени, по сравнению с традиционными методами, при технологии ПB загрязняются воздушный бассейн, почвы, растительность, поверхностные воды. Люди избавляются от опасного тяжёлого труда под землёй. Обслуживающий персонал имеет комфортные условия труда, отвечающие требованиям времени [1−3].
В 2003 г. артель старателей «Бальджа» впервые в Забайкалье и России выполнила технологические испытания подземного выщелачивания россыпного золота. Испытания проводились на глубоко залегающей части россыпи Данду-Хангарук в Кыринском районе Забайкальского края.
Сущность метода скважинного подземного выщелачивания (ПВ) золота заключается в том, что через золотосодержащие пески пропускается технологический раствор, содержащий активный выщелачивающий агент. В качестве выщелачивающего реагента могут быть использованы цианиды, хлор и другие вещества. С учетом фактора экологической безопасности водоносных горизонтов для приготовления выщелачивающих рабочих растворов был выбран хлор.
В химическом отношении хлор очень активен и по окислительной способности уступает лишь фтору. При взаимодействии с водой протекает обратимая реакция гидролиза хлора с образованием соляной и хлорноватистой кислот
Cl2 + H2O ^ HCl + HClO.
Получающаяся хлорноватистая кислота очень нестойкая и в водном растворе легко распадается на соляную кислоту и кислород. Однако по окислительной способности она является очень активной. Окислительный потенциал хлорноватистой кислоты 1,63 В, что в
конечном итоге является причиной растворения золота в хлорных растворах.
Реакция взаимодействия золота с хлорноватистой кислотой имеет следующий вид:
2Au + 8HaO = 2HAuCl4 + 3 H2O + 5O.
В результате образуется тетрахло-роаурат водорода или золотохлористо-водородная кислота.
Для устойчивого нахождения молекул золотохлористоводородной кислоты в водном растворе необходимо, чтобы окислительный потенциал (Е^) системы составлял не менее 1100 мВ, а значения рН не превышали 3,5.
В рамках подготовки полупромышленных испытаний были проведены лабораторные опыты по извлечению золота из пород россыпи Данду-Хангарук методом хлоридного выщелачивания. С этой целью была отобрана технологическая проба массой 234 кг из технологической скважины. Исследования велись как в статическом, так и в динамическом режиме (модельная фильтрация технологических растворов через фильтрационные колонны с исследуемым материалом). Породы, испытываемые в процессе опытов, прошли определенную подготовку: высушивание, измельчение и фракционирование на ситах. В лаборатории испытано 3 режима выщелачивания: прямое выщелачивание, выщелачивание с окислителем (соляная, серная или азотная кислота) и выщелачивание с комплексообразовате-лем. По комплексу результатов (степень извлечения золота, скорость растворения, стоимость реагентов) для технологических испытаний была выбрана технология подкисления соляной кислотой. Лабораторные исследования завершены опытами по сорбции золота из растворов. В качестве сорбента выбран уголь АГ-3. Уголь подвергался озолению, а зола — плавке на сплав Доре.
В процессе лабораторных исследований установлено, что степень перевода золота в раствор достигает 78%, степень извлечения золота из раствора на сорбент 98%. Положительные результаты лабораторных опытов послужили основанием по продолжению исследований и подготовке производственных технологических испытаний.
Основной задачей опытно-промышленных испытаний являлась отработка технологии подземного выщелачивания золота в условиях Забайкалья и разработка технологического регламента для его внедрения на других перспективных месторождениях.
Технологический процесс извлечения золота на основе ПВ включает следующие операции:
• закисление продуктивного горизонта-
• приготовление и подача выщелачивающего раствора в продуктивную зону-
• управление движением раствора в недрах-
• подъем продуктивных растворов на поверхность-
• осветление продуктивных растворов от механических примесей-
• извлечение золота из продуктивных растворов.
Принципиальная технологическая схема ПВ представлена на рис. 1.
На стадии проектирования для опытных работ на россыпи Данду-Хангарук была выбрана и обоснована скважинная рядная система отработки опытного блока площадью 5000 м². На первом этапе исследования все испытания проводились на опытной ячейке, состоящей из пяти технологических и 21-й наблюдательной скважины.
Принципиальная схема размещения технологических скважин представлена на рис. 2.
1
Пески на месте залегания
Сжатый воздух
Рис. 1. Принципиальная технологическая схема подземного выщелачивания на россыпи Дан-ду-Хангарук
Технологические скважины располагались в виде квадрата, конвертом, с от-качной скважиной в центре технологической ячейки и закачными по углам. Такое расположение технологических скважин позволяет максимально полно извлекать продуктивный раствор из горных пород, не допуская его растекания за пределы ячейки. При этом объем закачки и откачки растворов регулируется так, чтобы производительность от-качной скважины на несколько процентов превышала суммарную производительность закачных скважин или была им равной. Данное обстоятельство диктуется требованиями экологической безопасности, не допускающими расте-
кания растворов за пределы ячейки, а также исключает потерю продуктивных растворов, содержащих полезные компоненты.
Опытный полигон был представлен водонасыщенными отвалами дражных отработок (пески и супеси с гравием и галькой), содержащих в непромышленных концентрациях золото. Техногенный слой подстилается суглинками мощностью 3 — 4 м. Нижняя (продуктивная) часть разреза (9,5 — 14,5 м) представлена золотоносными песками (супеси, местами суглинки со щебнем и гравием) с содержанием россыпного золота от 1 до 8 г/т. Максимальные содержания золота характерны для приплоти-
Рис. 2. Схема технологической ячейки подземного выщелачивания россыпного золота
ковой части и плотика. Продуктивный горизонт подстилается элювиальным щебнем с суглинистым заполнителем и трещиноватыми кристаллическими сланцами, залегающими с глубины 14 — 14,5 м и содержащими напорные воды. Все технологические и наблюдательные скважины в интервале продуктивного горизонта обустроены трубчатыми щелевыми фильтрами с гравийной обсыпкой в интервале 9,5 — 14 м. Расстояние между скважинами, образующими технологическую ячейку — около 3 м.
Специальные гидрогеологические исследования позволили определить все необходимые параметры управления движением растворов в продуктивной зоне, обеспечивающие оптимальные условия работы опытной ячейки.
По результатам лабораторно-технологических исследований укрупненной пробы было установлено, что предварительное закисление продуктивного горизонта позволяет уменьшить затраты хлора на выщелачивание и уменьшает потери золота за счет
уменьшения концентрации металлов восстановителей и концентрации сульфид ионов, осаждающих золото в виде металла, а также увеличивает степень извлечения и снижает Ж/Т периода активного выщелачивания на 20 — 25%. Понижение рН среды также способствует увеличению окислительной способности выщелачивающего раствора хлора, что позволяет при меньших концентрациях последнего увеличить скорость растворения золота в хлорной воде.
Закисление продуктивного горизонта проводилось раствором соляной кислоты. Рабочий раствор готовили разбавлением соляной кислоты (ГОСТ 857−88, марка Б, плотность — 1,19 г/см3, массовая доля основного вещества 36%). Закисление продуктивного горизонта осуществлялось с наращиванием концентрации кислоты в рабочих растворах от 0,5 г/л до 1,5 г/л до понижения значений рН в откачных растворах менее 3,2.
Основные химические реакции взаимодействия растворов разбавленной соляной кислоты с минералами вмещающих пород имеют вид:
• реакция взаимодействия с минералами железа — магнетитом и гематитом
Fe2Oз + 6НС1 = 2FeQз + 3Н2О FeO + 2НС1 = FeQ2 + Н2О
• реакция взаимодействия с карбонатами кальция и магния
СаС03 + 2НС1 = СаСЬ + Н2О + СО2 MgCOз + 2НС1 = Mga2 + Н2О + СО2
• реакция взаимодействия с оксидом алюминия
AI2O3 + 6HCl = 2 Al CI3 + 3H2O.
Реакции взаимодействия с сульфидными минералами: арсенопиритом, пиритом, галенитом, сфалеритом и киноварью
PbS + 2HCl = PbCl2 + H2S ZnS + 2HCl = ZnCl2 + H2S HgS + 2HCl = HgCl2 + H2S
На этапе закисления рабочий режим технологической ячейки был установлен с учетом сохранения нулевого баланса закачных и откачных растворов.
Дозирование соляной кислоты в за-качные растворы осуществлялось объемным методом. Смешивание оборотных растворов с соляной кислотой происходило в отстойнике маточных растворов в среднем каждые четыре часа. При этом для приготовления растворов с концентрацией HCl 0,5 г/л на каждые 2 м³ от-качных растворов доливалось 2334 мл HCl. Закачные растворы имели следующие показатели: концентрация HCl — 0,5 г/л- рН — 1,80−2,10. Подземные воды в откачной скважине в исходном состоянии имели значение рН = 7,77.
Откачка растворов из скважин производилась при помощи эрлифта, диаметр водоподъемных труб — 40 мм, диаметр воздухоподающих труб — 18 мм. Глубина установки эрлифта — 15,30 м, начальный статический уровень подземных вод в скважине 1,52 м (с учетом высоты оголовка 0,3 м), средний динамический уровень 8,70−8,80 м. Для выработки сжатого воздуха использовался компрессор типа СО-7Б с номинальным давлением 0,6 МПа и производительностью 30 м³ воздуха в час. Среднее рабочее давление при откачке из скважин составляло 0,12 МПа. После откачки растворы поступали в отстойник продуктивных растворов, где происходило их накопление. По мере расходования закачных растворов в маточном отстой-
нике продуктивные растворы насосом подавались в маточный отстойник, где происходило доукрепление их соляной кислотой.
На этапе активного выщелачивания золота применялся рабочий раствор хлора. Активный хлор (С12), подавался в скважины в виде водного раствора в концентрации 1−2 г/л. Учитывая высокую агрессивную способность хлора все фильтровые скважины, технологические трубопроводы изготавливались из полиэтилена, технологические насосы, запорное оборудование из пластмассы или нержавеющей стали.
На этапе активного выщелачивания рабочий режим технологической ячей-ки был установлен с учетом сохранения нулевого баланса закачных и откачных растворов. Общий дебит откачных скважин составлял 450−520 л/ч, расход растворов в закачные скважины был установлен в среднем 80−110 л/ч на каждую скважину.
В процессе фильтрации технологических растворов установлен перевод золота в раствор, что доказано соответствующими анализами. Продуктивные растворы подавались на сорбционные колонны СК-1 и СК-2, загруженные активированным углем общей массой 59,4 кг. Необходимость применения двух колонн обусловлена тем, что производительность и сорбционная емкость угля в ней в процессе испытаний уменьшилась за счет частичной коль-матации, вызванной сравнительно высоким содержанием взвешенных частиц в растворе, наличием посторонних примесей (медь, цинк, железо, алюминий, кобальт, мышьяк и т. д).
Производственные испытания проводились в течение 18 суток, общий объем переработанных растворов составил 120 380 л. Среднее содержание золота в отстойнике технологических растворов составило 0,070 г/л. При этом среднее со-
держание золота в угле достигало 84,38 г/т.
На основании выполненных лабораторных и производственных исследований можно сделать следующие предварительные выводы.
1. Благоприятными участками для ПВ являются погребенные россыпи, представленные водоносными песками и залегающие на непроницаемых или слабопроницаемых коренных породах горных долин. Сравнительно благоприятными являются геолого-гидрогеологические условия, характерные для долин низкогорья с комплексом сравнительно высоко проницаемых пород в днищах.
Условно благоприятными являются низкогорные, равнинные и слабохолмистые участки, с развитием в днищах долин преимущественно глинистых пород. Тем не менее, несмотря на сравнительно невысокие фильтрационные свойства вмещающих золотоносных пород, организация фильтрации выщелачивающих растворов в них возможна, однако при сравнительно высоких градиентах давления.
2. Для интенсификации фильтрации технологических растворов необходим высокий перепад давлений между за-
1. Аренс В. Ж. Геотехнологические методы добычи полезных ископаемых / В. Ж. Аренс. — М.: Недра, 1975. — 303 с.
2. Резник Ю. Н. Современные тенденции в переработке золотосодержащих руд и техногенных отходов / Ю. Н. Резник, Л. В. Шумилова, Ю. И. Рубцов. — Чита: ЧитГУ, 2007. — 280 с.
качными и откачными скважинами. Для этого участка при расстоянии между скважинами в 3 м и необходимых градиентах давления около 5−6 перепад уровней между закачными и откачными скважинами должен составлять не менее 15−18 м. В ряде случаев необходимо искусственное создание давлений в за-качных скважинах.
3. Вторым необходимым условием является исключение фильтрации рабочих растворов в коренные трещиноватые породы и их потери. Это возможно за счет тампонирования коренных пород. Однако отсутствие нижнего водо-упора все же требует весьма тщательных наблюдений по режимной сети за возможной потерей технологических растворов.
Оценивая в целом перспективы внедрения метода подземного выщелачивания россыпного золота, отметим, что данная геотехнология может найти практическое применение на россыпных месторождениях с низким содержанием глины в продуктивных песках (т.е. с высокими фильтрационными свойствами) и низкой трещиноватостью подстилающих коренных пород.
— СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ
3. Овсейчук В. А. Геотехнологические методы добычи и переработки урановых и золотосодержащих руд / В. А. Овсейчук., Ю. Н. Резник, В. П. Мязин. — Чита: ЧитГУ, 2005. — 315 с. ПГСга
КОРОТКО ОБ АВТОРАХ —
Воронов Евгений Тимофеевич — доктор технических наук, профессор, заведующий кафедрой, Читинский государственный университет, е-тай: root@chitgu. ru, главный научный сотрудник Института природных ресурсов, экологии и криологии Сибирского отделения Российской академии наук (ИПРЭК СО РАН), е-таП: inrec. sbras@mail. ru, Тимощенков Сергей Николаевич — главный инженер, Урунов Марат Абдурахманович — инженер-технолог, ООО с/а «Бальджа», е-таД: Timoos@yandex. ru,

ПоказатьСвернуть
Заполнить форму текущей работой