Перколяционное выщелачивание цианидом на кучах

571e4044c4e92579bcfdb2ce76eff1ba

Перколяционное выщелачивание цианидом на кучах

Перколяционное выщелачивание цианидом на кучах

Метод перколяционного цианидного кучного выщелачивания (PCL) впервые был применен в 1752 году для переработки окисленная медная руда в Испании. В конце 1950-х годов этот метод применялся для выщелачивания урановой руды с низким и пограничным содержанием урана. С 1967 года Бюро горных работ США использует этот метод для выщелачивания золотосодержащей руды с низким содержанием золота. Метод PCL представляет собой простой процесс, удобный в эксплуатации, не требующий больших инвестиций в оборудование, характеризующийся низкими производственными затратами и высокой экономической эффективностью. Поэтому применение этого процесса для переработки руды на многих небольших золотодобывающих предприятиях, на месторождениях с низким содержанием золота и серебра, а также золотосодержащих пустых пород, отходов ранних этапов добычи, может принести значительную экономическую выгоду. В конце 1970-х годов, в связи с резким ростом цен на золото, технология PCL быстро получила развитие, и в штатах Невада, Колорадо и Монтана в США было построено множество крупных предприятий по переработке золота методом кучного выщелачивания. В 1982 году с помощью кучного выщелачивания было добыто 20% от общего объема добычи золота в США и 10% от общего объема добычи серебра в США. Впоследствии эта технология получила быстрое развитие в таких странах, как Канада, Южная Африка, Австралия, Индия, Зимбабве и страны бывшего Советского Союза.

В начале 1960-х годов в моей стране метод кучного выщелачивания применялся для выщелачивания урановых руд с предельной содержательностью; в конце 1960-х годов — для выщелачивания оксидных медных руд; а в начале 1980-х годов — для выщелачивания низкосортных золотоносных руд. В течение примерно последнего десятилетия быстро развивался процесс кучного выщелачивания с перколяцией для золотоносных руд с низким содержанием золота, который в основном применяется для оксидных руд с низким содержанием золота и золотоносных руд с железной оболочкой.

В настоящее время в производстве применяются два технологических процесса: цианидное кучное выщелачивание с общей перколяцией и цианидное кучное выщелачивание с грануляцией для золотосодержащих руд и золотосодержащих пустой породы.

5.4.1 Общие принципы перколяционного выщелачивания цианидом на отвалах

Золотосодержащая руда с низким содержанием золота или отходы добычи, образовавшиеся на ранних этапах горных работ, транспортируются непосредственно на площадку кучного выщелачивания и складываются в рудные отвалы, либо дроблятся, а затем транспортируются на площадку кучного выщелачивания и складываются в рудные отвалы. Затем на поверхность рудных куч распыляется цианидный выщелачивающий агент, который равномерно просачивается сверху вниз через неподвижную рудную кучу, позволяя золоту и серебру попадать в выщелачивающий раствор. Общая технологическая схема цианидного кучного выщелачивания с просачиванием показана на рисунке 5-9 и включает в себя, главным образом, обогащение руды, строительство площадки кучного выщелачивания, формирование рудных куч, выщелачивание методом просачивания, промывку и извлечение золота и серебра.

d218d5bd0d36ee246733cd92e5f925de

Рисунок 5-9. Схематическое изображение кучного выщелачивания с использованием цианидов

5.4.1.1 Подготовка руды.

Золотосодержащие руды, используемые для кучного выщелачивания, обычно сначала измельчают. Размер частиц после измельчения зависит от свойств руды и особенностей вкрапления зерен золота. В целом, чем мельче размер частиц руды и чем пористее её структура, тем выше скорость выщелачивания золота и серебра при цианидном кучном выщелачивании. Однако чем мельче размер частиц руды, тем ниже скорость выщелачивания при кучном выщелачивании, и это может даже препятствовать протеканию процесса выщелачивания. Поэтому, как правило, при цианидном кучном выщелачивании руду можно измельчать до размера менее 10 мм, а при низком содержании глины в руде — до размера менее 3 мм.

5.4.1.2 Строительство площадки для кучного выщелачивания. Площадка для кучного выщелачивания может располагаться на склоне холма, в долине или на равнинной местности; как правило, требуется уклон от 3% до 5%. После очистки и выравнивания грунта необходимо провести работы по предотвращению просачивания. В качестве водонепроницаемых материалов могут использоваться хвосты, смешанные с глиной, асфальт, железобетон, резиновые листы или полиэтиленовые пленки. Например, грунт можно сначала уплотнить или утрамбовать, а затем покрыть полиэтиленовой пленкой или высокопрочными полиэтиленовыми листами (толщиной примерно 3 мм), либо толем или искусственным войлоком. Непроницаемый слой должен быть герметичным и способным выдерживать давление рудной кучи. Для защиты непроницаемого слоя поверх основания часто укладывают мелкозернистую пустую породу и слой крупнозернистой пустой породы толщиной 0,5–2,0 метра. Затем низкосортная золотосодержащая руда доставляется на площадку кучного выщелачивания на грузовиках или вагонетках для формирования кучи.

Для защиты рудной отвалы вокруг площадки кучного выщелачивания следует проложить дренажные канавы, чтобы предотвратить затопление.

Для сбора раствора с содержанием драгоценных металлов на площадке кучного выщелачивания предусмотрена сборочная канава. Как правило, сборочная канава представляет собой открытую канаву, выстланную пластиковыми листами и оснащенную соответствующим отстойником, в котором происходит осаждение рудного шлама, что обеспечивает чистоту раствора с содержанием драгоценных металлов, поступающего в резервуар для такого раствора.

Площадка для кучного выщелачивания может использоваться как многократно, так и однократно. В случае однократного кучного выщелачивания в качестве основания может служить слой глины толщиной 0,5 метра, уложенный на уплотнённое основание, уплотнённый, а затем опрысканный раствором карбоната натрия для повышения его водонепроницаемости.

5.4.1.3 Формирование отвалов К оборудованию, обычно используемому для формирования отвалов, относятся самосвалы, бульдозеры (гусеничные), краны и ленточные конвейеры. Методы формирования отвалов включают метод формирования нескольких отвалов, метод послойного насыпания, метод формирования отвалов с уклоном и метод подъема груза.

Метод формирования нескольких отвалов: сначала с помощью ленточных конвейеров руда складывается в несколько отвалов высотой около 6 метров, а затем бульдозеры выравнивают их поверхность (рис. 5-10). В процессе формирования отвалов с помощью ленточных конвейеров происходит сегрегация частиц: крупные частицы скатываются к краю отвала, в то время как руда на поверхности дробится и уплотняется бульдозером. Поэтому во время цианидного выщелачивания возникает канализация. Одновременно с прохождением выщелачивающего раствора внутри рудной кучи накапливается шлам, который легко забивает поры. Это затрудняет просачивание раствора изнутри рудной кучи, в результате чего он течет через зоны с крупнозернистой рудой на краю кучи. Иногда это может даже смыть склон рудной кучи, что приводит к неравномерному выщелачиванию и снижению коэффициента извлечения золота.

94d5e93e1e336d495de622dcef05c578

Рисунок 5-10. Метод многослойного забивки свай

Многослойный метод: с помощью грузовиков или погрузчиков укладывать руду слоями, по одному слою за раз, а затем разравнивать его бульдозером. Продолжайте укладывать руду слой за слоем до достижения требуемой высоты отвала (рис. 5-11). Данный метод позволяет уменьшить сегрегацию по размеру частиц и сделать состав частиц руды в отвале более однородным. Однако каждый слой руды может подвергаться дроблению и уплотнению под воздействием грузовиков и бульдозеров, что приводит к ухудшению проницаемости отвала.

819059bda1cbc620c185eb25d98a963a

Рисунок 5-11. Метод многослойного забивки свай

Метод откоса: Сначала с использованием пустой породы прокладывается транспортная дорога с откосом для перевозки руды тяжелыми грузовиками. Насыпь на 0,6–0,9 метра выше рудной кучи. Грузовики выгружают руду, предназначенную для выщелачивания, по обе стороны от насыпи, после чего бульдозеры выравнивают ее поверхности (рис. 5-12). При этом методе грузовики не раздавливают и не уплотняют руду, а давление бульдозера ниже, чем давление грузовиков, что позволяет меньше влиять на пористость рудной кучи. После формирования рудной кучи отвальный склон выравнивают, а для рыхления пустой породы используют риппер. Данный метод позволяет получить рудную кучу с относительно однородной пористостью, однако требует большей площади.

8aac2ff41e83a34eba84dcd0042a26a5
1a9909ee2bf67c43ff6e1e785493f76e

Рисунок 5-12. Метод строительства откосов

Метод укладки: для укладки руды используется мостовой кран, а для её разравнивания — электрический грабли. Данный метод исключает необходимость использования рудотранспортной техники для уплотнения рудной кучи, что обеспечивает хорошую проницаемость и позволяет раствору для выщелачивания проходить через кучу более равномерно, что приводит к более высокой скорости выщелачивания. Однако этот метод требует прокладки крановых путей, что приводит к увеличению инвестиций в инфраструктуру и замедлению формирования кучи.

5.4.1.4 — Проникновение и промывка

После формирования рудной кучи её можно промыть насыщенной известковой водой. Когда значение pH промывочного раствора приближается к 10, для просачивания вводится раствор цианида. Цианидный выщелачивающий раствор перекачивается по подземным трубопроводам к отводам на поверхности рудной кучи, а затем равномерно распыляется на поверхность рудной кучи с помощью распылителей, что позволяет ему равномерно проникать через рудную кучу для выщелачивания золота и серебра. К широко используемым распылителям относятся качающиеся распылители, струйные распылители и капельные распылители. Распылитель должен иметь простую конструкцию, быть простым в обслуживании, обладать большим радиусом распыления и обеспечивать равномерное распыление. Капли распыляемого раствора должны быть относительно крупными, чтобы снизить испарение и потери тепла. Процесс выщелачивания должен быть ориентирован на равномерную и стабильную подачу раствора, при этом скорость распыления обычно составляет от 1,4 до 3,4 мл/м²·с.

После перколяционного выщелачивания цианидом на отвалах раствор следует несколько раз промыть пресной водой. Если позволяет время, перед началом следующей промывки промывную жидкость следует полностью слить после каждой промывки, чтобы повысить эффективность промывки. Общее количество воды, используемой для промывки, зависит от таких факторов, как потери промывочной воды в результате испарения и содержание воды в хвостах.

5.4.1.5 Извлечение золота и серебра Содержание золота в растворе драгоценных металлов, полученном в результате перколяционного цианидного кучного выщелачивания, относительно низкое. Золото и серебро, как правило, можно извлечь с помощью адсорбции на активированном угле или методов вытеснения цинком, однако для достижения более высоких коэффициентов извлечения золота и серебра чаще применяется адсорбция на активированном угле. Обычно для обогащения золота и серебра используют 4–5 колонн с активированным углем. Затем десорбированный раствор драгоценных металлов направляется на электролиз, а полученный в результате электролиза золотой порошок переплавляется для получения готовой продукции из золота. После извлечения золота и серебра обедненный раствор выщелачивания, после корректировки концентрации цианида и значения pH, возвращается на рудную кучу для перколяционного выщелачивания.

Халка после кучного выщелачивания загружается на грузовики с помощью фронтального погрузчика и транспортируется на площадку для хранения хвостов. Затем её можно переложить в новую кучу и подвергнуть перколяции на площадке кучного выщелачивания. Халка с площадок кучного выщелачивания, предназначенных для однократного использования, не подлежит вывозу и становится постоянной халкой.

5.4.2 Выщелачивание цианидом куч с использованием метода грануляции-перколяции

Чем мельче размер частиц золотосодержащей руды, подлежащей выщелачиванию, тем полнее обнажаются золото- и серебросодержащие минералы и тем выше скорость выщелачивания золота и серебра. Однако более мелкий размер частиц приводит к увеличению затрат на дробление и увеличению объема получаемой мелкой руды. Мелкозернистая руда в рудном сырье крайне неблагоприятно сказывается на кучном выщелачивании. Во время формирования кучи происходит сегрегация по размеру частиц, а во время просачивания мелкозернистая руда перемещается вместе с потоком жидкости, что легко приводит к образованию каналов, препятствующих равномерному просачиванию выщелачивающего агента через рудную кучу. Если руда имеет высокое содержание шлама, цианидный раствор не может просачиваться через рудную кучу, что делает кучное выщелачивание невозможным.

Чтобы преодолеть негативное влияние мелкозернистой и глинистой руды на процесс кучного выщелачивания, Бюро горных работ США в 1978 году разработало технологию гранулированного кучного выщелачивания мелкозернистой руды. Это полностью изменило ситуацию, при которой кучное выщелачивание мелкозернистой руды (включая глинистую руду) было невозможно, и способствовало дальнейшему развитию технологии кучного выщелачивания. В настоящее время эта технология широко применяется не только на золотых рудниках в США, но и на золотых рудниках в других странах мира.

c: При кучевом выщелачивании гранулированной руды низкосортная золотосодержащая руда предварительно дробится до размера -25 мм или мельче с целью освобождения или обнажения золото- и серебросодержащих минералов. Измельчённую руду смешивают с портландцементом (обычным портландцементом) из расчёта 2,3–4,5 кг/т сухой руды, после чего смесь увлажняют водой или концентрированным раствором цианида до достижения влажности 8%–16%. Увлажнённую смесь подвергают механической обработке в барабане для формирования шаровидных гранул. После отвердевания в течение более 8 часов её отправляют на кучу для перколяционного цианидного кучного выщелачивания. Методы формирования кучи и выщелачивания аналогичны традиционному кучному выщелачиванию. Были проведены обширные сравнительные эксперименты с использованием извести или цемента в качестве вяжущих веществ. Эксперименты показали, что цемент превосходит известь; добавление 2,3–4,5 кг/т цемента в качестве вяжущего вещества позволяет получить относительно стабильные агломераты с высокой пористостью и хорошей проницаемостью. В ходе выщелачивания минеральный порошок не смещается, не возникает канализации, и не требуется добавление дополнительных защитных щелочей. Поскольку гидролиз цемента начинается в течение 5 часов,

Он вступает в реакцию с глинистыми силикатными минералами в руде, образуя большое количество прочных и пористых гидратов силиката кальция, имеющих мостообразную структуру, что придает агломератам достаточную прочность и пористость для проникновения цианидного раствора и выщелачивания рудной кучи. Агломераты, образованные цементным вяжущим, после затвердевания не растрескиваются при контакте с цианидным раствором в процессе кучного выщелачивания. Кроме того, были проведены эксперименты с использованием в качестве вяжущих оксида магния, спеченного доломита и обжаренного хлорида кальция. Эксперименты показывают, что обжаренный доломит и хлорид кальция не являются эффективными вяжущими. При добавлении цианидного раствора к рудной куче агломераты быстро распадаются, что приводит к миграции мелких частиц и образованию каналов, что негативно сказывается на бесперебойном ходе операций кучного выщелачивания. Оксид магния обладает сильным связывающим действием в отношении низкосортных глинистых золотоносных руд и способен предотвратить миграцию мелких частиц, однако получающиеся агломераты имеют слишком большие размеры и склонны к образованию каналов. Таким образом, обычный силикатный цемент является лучшим вяжущим для грануляции при кучном выщелачивании, за ним следует известь.

Роль связующего вещества в процессе грануляции заключается в усилении агломерации мелких частиц руды и повышении прочности затвердевших агломератов. Поэтому количество связующего имеет решающее значение, и оно зависит от типа связующего, гранулометрического состава руды, типа руды, а также от её кислотности или щелочности; как правило, оно определяется экспериментально. Если количество связующего вещества слишком мало, даже если полученные агломераты хорошо уплотнены, трудно получить высокопрочные агломераты, которые в процессе выщелачивания распадутся из-за дальнейшего смачивания фильтратом, что снизит проницаемость рудной кучи. Если дозировка связующего вещества слишком высока, получающиеся агломераты будут слишком прочными, твёрдыми и плотными, что приведёт к плохой проницаемости и затруднит выщелачивание золота и серебра.

Смесь руды и цемента можно смачивать водой или раствором цианида. Эксперименты показывают, что использование раствора цианида в качестве смачивающего агента является более выгодным. Раствор цианида не только смачивает смесь руды и связующего вещества, но и осуществляет предварительное выщелачивание руды, сокращая цикл выщелачивания и повышая скорость выщелачивания золота. Дозировка смачивающего агента зависит от гранулометрического состава руды, содержания влаги и типа связующего. Слишком малое количество смачивающего агента не позволяет сформировать мелкодисперсные агломераты руды, тогда как его избыток может снизить пористость агломератов. Оптимальная дозировка смачивающего агента должна обеспечивать содержание влаги в смеси на уровне 8%–16%.

После смачивания смачивающим агентом смесь руды и связующего вещества направляется на агломерацию. В настоящее время в промышленности используются два метода грануляции: метод с использованием многоленточных конвейеров и метод барабанной грануляции. Метод грануляции с использованием многоленточных конвейеров предусматривает применение смесительных стержней на выпускном конце каждого ленточного конвейера для равномерного перемешивания концентрированного раствора цианида, мелкой руды и цемента с целью образования гранул желаемого размера (рис. 5-13). Метод грануляции в барабане заключается в подаче смеси руды и мелкой руды во вращающийся барабан, где на нее распыляется концентрированный раствор цианида натрия. Вращение барабана обеспечивает равномерное перемешивание мелкой руды, цемента и раствора цианида с образованием гранул требуемого размера (рис. 5-14).

13654f52bb6d6b942b42bb9228324ecd

Рисунок 5-13. Метод грануляции для многоленточного конвейера

cd3802b0a7ca1bb3b0e118cde9495eae

Рисунок 5-14. Метод барабанной грануляции. Полученные гранулы затвердевают при комнатной температуре в течение не менее восьми часов. В процессе затвердевания гранулы должны сохранять определённую влажность. Если гранулы слишком сухие, реакция гидролиза внутри них прекратится, и такие гранулы будут локально крошиться при контакте с водой. Поэтому поддержание определённого уровня влажности во время затвердевания имеет решающее значение для получения прочных гранул, не подверженных дроблению. Затвердевание может осуществляться отдельно после грануляции или в процессе кучного выщелачивания.

В процессе кучного выщелачивания гранул, поскольку в качестве связующего вещества используется цемент, при использовании цианидного раствора для выщелачивания не требуется добавление дополнительных щелочей, а значение pH фильтрата можно поддерживать на уровне около 11.

Эксперименты и производственная практика показывают, что использование обычного силикатного цемента, воды или концентрированного раствора цианида для грануляции и уплотнения мелкозернистой руды позволяет значительно увеличить скорость прохождения реагента выщелачивания через рудную кучу. По сравнению с традиционным кучным выщелачиванием данный процесс обладает следующими существенными преимуществами: (1) он позволяет перерабатывать мелкозернистые руды с высоким содержанием глины и мелких фракций, а также низкосортные мелкозернистые золотосодержащие руды, пригодные для цианирования; (2) Мелкозернистые золотоносные руды подвергаются непосредственной грануляции и кучному выщелачиванию без сортировки, что позволяет значительно увеличить скорость прохождения выщелачивающего реагента через кучу и сократить цикл выщелачивания; (3) Исключается сегрегация по размеру частиц при формировании кучи, что позволяет значительно уменьшить образование каналов во время выщелачивания, обеспечивая равномерное прохождение выщелачивающего агента через всю кучу. Кроме того, размер частиц руды мельче, чем при традиционном кучевом выщелачивании, что значительно повышает скорость выщелачивания золота; (4) Пористость агломератов обеспечивает хорошую вентиляцию всей кучи, что позволяет повысить концентрацию растворенного кислорода в растворе и ускорить растворение золота; (5) Агломераты улучшают проницаемость кучи, что позволяет соответствующим образом увеличить высоту кучи, снизить затраты на подкладку для предварительной обработки на единицу руды и сократить занимаемую площадь; (6) Пористость агломератов позволяет более тщательно вымывать остатки цианидного раствора после выщелачивания; (7) Агломераты способствуют удержанию мелкой руды, позволяют контролировать содержание пыли и обеспечивают значительные экологические преимущества.

Ключевые факторы, влияющие на кучное выщелачивание с использованием цианида. Пригодность золотосодержащей руды для кучного выщелачивания зависит от ряда факторов. Часто перед началом промышленного производства требуется провести технико-экономическое обоснование, чтобы определить пригодность руды для кучного выщелачивания и оптимальные технологические параметры. Пригодность золотосодержащей руды для кучного выщелачивания зависит от таких факторов, как тип руды, минеральный состав, химический состав, структура, запасы и содержание золота. Подходящая для кучного выщелачивания руда должна обладать достаточной проницаемостью, высокой пористостью, рыхлой и пористой структурой, низким содержанием примесей, вредных для цианида, чистой поверхностью мелких частиц золота и низким содержанием шлама. Для определения подходящих технологических параметров кучного выщелачивания необходимо провести лабораторные и масштабные испытания с целью определения оптимального размера частиц, концентрацию цианидного выщелачивающего агента, расход выщелачивающего агента, необходимый объем насыщенного раствора, тип, концентрацию и расход защитной щелочи, метод распыления раствора, расход, время выщелачивания, объем промывочной жидкости, количество промывок и время промывки, а также содержание кислорода в растворе. При проектировании также следует учитывать размер кучи, расположение площадки кучного выщелачивания, материал основания, расположение насосов и резервуаров для хранения, а также расположение надземных резервуаров. Правильный выбор места для кучного выщелачивания и использование благоприятного рельефа местности могут значительно сократить инвестиции в инфраструктуру.

5.4.4 Примеры применения кучного выщелачивания По состоянию на 1986 год 17 рудников в США (не считая небольших объектов кучного выщелачивания) использовали кучное выщелачивание для переработки золотосодержащей руды, а 10 рудников — для переработки пустой породы, ранее добытой подземным способом. Большая часть руды, перерабатываемой методом кучного выщелачивания, поступала из окисленной руды, добываемой открытым способом, а небольшая часть — из первичной золотосодержащей руды, добываемой подземным способом. Золотой рудник «Смоки-Вэлли» (Smoky Valley) недалеко от Гарден-Хилла (Garden Hill), штат Невада, начал добычу в 1977 году после двух лет строительства инфраструктуры, произведя в том же году 1,152 тонны золота. В настоящее время на руднике работает 140 человек, а прогнозируемый годовой объем добычи составляет 1,71 тонны золота и 0,98 тонны серебра. Среднегодовое содержание золота в руде составляет 1,03 г/т, а серебра — 2,18 г/т. Применяется кучевое цианидное выщелачивание с коэффициентом извлечения золота 86%. Рудный материал, добываемый открытым способом, дробится до размера 178 мм с помощью конусной дробилки размером 1066 мм × 1651 мм, затем до 50 мм с помощью стандартной конусной дробилки диаметром φ2100 мм и, наконец, до -9,5 мм с помощью короткой конусной дробилки для кучного выщелачивания. Вся площадка кучного выщелачивания представляет собой прямоугольную территорию размером 640 м × 86 м.

Толщина фундаментного слоя составляет 178 мм; под ним находится гидроизоляционный слой толщиной 50 мм, состоящий из резиновых листов и асфальта, на который наносится ещё один слой асфальта. Транспортная дорога, построенная из рудного мела, находится на 660 мм выше асфальтового покрытия. Вся площадка разделена на пять полей кучного выщелачивания, каждое из которых имеет уклон в одну сторону и к одному концу; каждое поле рассчитано на выщелачивание 45 000 тонн руды. В ходе эксплуатации выщелачивание осуществляется на четырёх площадках, в то время как на одной рудной отвале проводятся промывка, удаление шлака и формирование отвала, что занимает примерно пять дней. Выщелачивающий раствор содержит 0,045% NaCN и 0,04% CaO и подаётся на каждую рудную кучу по магистральному трубопроводу и четырём пластиковым трубам. На каждой пластиковой трубе через каждые 12 метров установлен распылитель типа «Багдад». Распылители изготовлены из медицинской трубки длиной 228 мм и диаметром 6,35 мм, радиус распыления составляет 9 метров. Каждая рудная куча оснащена примерно 84 форсунками с расходом 2,7–3,4 мл/м²·с, площадью орошения 116 м² и объемом распыляемой жидкости около 1500 литров в час. Цикл выщелачивания составляет 27 дней. В ходе процесса выщелачивания содержание золота в фильтрате контролируется ежедневно. Когда содержание золота опускается ниже заданного значения, подача выщелачивающего агента прекращается, и раствор промывается чистой водой в течение двух дней. Выщелоченная пустая порода транспортируется на отвал пустой породы с помощью двух погрузочных машин и пяти 15-тонных грузовиков. Отвал пустой породы расположен рядом с площадкой кучного выщелачивания, и каждый куч может быть транспортирован в течение 48 часов. Для защиты битумного амортизирующего слоя при разгрузке на дне кучи следует оставлять слой пустой породы толщиной 0,2–0,25 метра. На дне площадки кучного выщелачивания расположена глубокая скважина для проверки водонепроницаемости амортизирующего слоя; для анализа периодически отбираются пробы. Драгоценный раствор, полученный в результате кучного выщелачивания, перекачивается в цех адсорбции-десорбции-активации с помощью турбинного насоса. Он проходит через пять последовательно соединенных адсорбционных резервуаров с активированным углем, в результате чего получается углерод, насыщенный золотом, с содержанием золота и серебра примерно 7,775 кг/т. Драгоценный раствор и активированный уголь адсорбируются в противотоке. Ежедневно из резервуара № 1 извлекается одна тонна насыщенного золотом угля для десорбции; в резервуар № 5 добавляется одна тонна нового активированного угля. После адсорбции в бедном растворе корректируются концентрации цианида натрия и извести, после чего он возвращается на площадку кучного выщелачивания для повторного использования. Активированный уголь, насыщенный золотом, десорбируется с использованием раствора 0,1% NaCN и 1% NaOH при температуре 85 °C в течение 72 часов. Десорбированный активированный уголь регенерируется в ротационной печи с непрямым нагревом при температуре 600 °C. Регенерированный уголь промывают азотной кислотой для удаления карбоната кальция, после чего он возвращается в процесс адсорбции. Драгоценный раствор, полученный в результате десорбции, направляется в три электролитические ячейки для электроосаждения, и золото извлекается на катоде.

Золоторудник Саммитвилл на юге штата Колорадо (США) представляет собой крупномасштабный комплекс по добыче золота методом открытой разработки и кучного выщелачивания с более чем 100-летней историей. Содержание золота в руде составляет 1,2 г/т, а в пустой породе — 0,3 г/т. Рудное тело простирается непрерывно на расстояние около 8 километров; две трети его составляют кремниево-магнезиевые породы, а одну треть — глинистый ил. Добываемая в карьере кусковая кремниевая руда и мелкозернистая глинистая руда транспортируются в два отдельных бункера для первичной переработки. Кусковая руда дробится на большой гирационной дробилке размером 1260 мм × 2100 мм с производительностью 1200 тонн/час. Выгруженная руда проходит через вибрационный грохот (размер ячейки 30 мм). Перебортовый продукт направляется в конусную дробилку диаметром φ2100 мм. Измельчённая руда смешивается с мелкофракционным продуктом с грохота -30 мм и направляется в бункер промежуточного дробления. Перед поступлением в бункер промежуточного дробления добавляется определённое количество извести. Глинистая мелкофракционная руда направляется в другой бункер и просеивается на вибрационном грохоте с размером ячейки 75 мм. К продукту с размером частиц ниже нормы добавляется цемент и распыляется вода, после чего он через конвейерную ленту для гранул направляется в бункер для гранулирования. Продукт с размером частиц выше нормы дробится щековой дробилкой, а затем направляется в другую конусную дробилку диаметром 2100 мм, работающую параллельно системе переработки кусковой руды. Затем дробленая руда поступает в рудный бункер. Производительность промежуточной дробилки составляет 750 тонн/час, а совокупная производительность обеих дробилок — 1500 тонн/час. После дробления руда транспортировалась крупногабаритными самосвалами на площадку кучного выщелачивания для формирования куч. Халки возводились методом засыпки впадин, и занимаемая площадь увеличилась с 0,1 квадратного километра (25 акров) в 1986 году до 0,43 квадратного километра (106 акров) в 1987 году. Метод предотвращения просачивания включал в себя сначала выравнивание грунта, его уплотнение дорожным катком, укладку глины и повторное уплотнение, затем укладку мелкого песка, за которым следовала высокопрочная полиэтиленовая пленка толщиной 3 мм, и, наконец, слой искусственного войлока, предотвращающий проколы полиэтиленовой пленки рудой. Этот противопросачивающий слой обладал прочной конструкцией, был герметичным и способен выдерживать нагрузки. Для возведения отвалов использовались 100-тонные самосвалы и бульдозеры. Высота отвалов кусковой руды не ограничивалась, тогда как высота отвалов зернистой руды, как правило, не превышала 4,57 метра. Разбавленный раствор цианида натрия перекачивался из подготовительного помещения по змеевидным трубам, проложенным по верху отвалов руды. Раствор распылялся через небольшие отверстия в трубах, равномерно просачиваясь от верха отвала до его основания, а затем перекачивался на золотоотделочную фабрику. Уровень осадков в этом регионе низкий, что позволяет осуществлять распыление круглосуточно. Зимы холодные и снежные, что ограничивает производственный период всего шестью месяцами. Интенсивность опрыскивания куч кусковой руды составляет 2,72 мл/м²·с, а куч зернистой руды — 1,7 мл/м²·с. Расход цианида натрия составляет 0,032 кг/т, а pH регулируется известью до 10,5. На золотоизвлекательном заводе имеются пять адсорбционных колонн с активированным углем, устройство нагрева под давлением для десорбции угля, насыщенного золотом, устройство для замены цинкового порошка, печь для рафинирования золота и печь для регенерации активированного угля. Все устройства соединены трубопроводами и управляются различными измерительными приборами. Завод не имеет запаха, а производственный персонал представлен в очень небольшом количестве. Пять адсорбционных колонн с активированным углём соединены последовательно. Бедный раствор после добавления соответствующих количеств цианида натрия и извести возвращается в рудную кучу для выщелачивания. Углерод, насыщенный золотом, десорбируется под действием нагрева и давления с использованием щелочного раствора цианида натрия. Раствор с содержанием драгоценного металла направляется на замену цинковым порошком, фильтруется для получения золотосодержащего шлама, а затем поступает в печь для рафинирования золота, работающую на газе, для рафинирования золота. Десорбированный активированный уголь регенерируется и возвращается для повторного использования. В системе добычи золота занято 120 человек, работающих шесть месяцев в году, семь дней в неделю, по одной смене в день, по 11 часов в смену. В 1986 году здесь было переработано 3 млн тонн руды, а в 1987 году планировалось переработать 16 млн тонн руды с годовым объемом производства золота в 4 тонны. Скорость выщелачивания при кучном выщелачивании составляла 80%–85%, а общий коэффициент извлечения — 70%–75%.

Технические и экономические показатели операций по кучному выщелачиванию на некоторых золото- и серебродобывающих рудниках США приведены в таблице 5-8.

Название шахты(Amselco)(Канделана)(Калинн)(Кортес)(Ортис)
…Характеристики рудыКремнистый мелкозернистый песчаникПрожилки из мелкого песчаника сланцевого происхождениямелкий песчаникизвестняковая брекчиявулканическая брекчия
Содержание золота в одном грамме сырой руды · на тоннуAu4.12Au微, Ag108Au 0,96–2,16Au1.23Au1.72
Размер частиц руды / мм -38– 13+4 . 76% составило 48% -16
Производственная мощность — тысячи тонн · 1-й год6801800i1: 2001329 (две шахты)680
Оборудование для штабелирования32-тонный грузовик; бульдозер77-тонный грузовик, бульдозер45- и 68-тонные грузовики31,5-тонный грузовик, бульдозерМостовой кран
 Размер отвалов руды / метр В зависимости от рельефа местности 150×300–460×698 × 61 × 4,25 = 63 800 тонн; 76 × 40 × 11 = 86 000 тонн107×137×6 = 156 000 тонн61×58×3,4 = 13 600 тонн × 8 свай
Конструкция основания шахты Уложите глину и утрамбуйте её.Толщина глинистого слоя составляет 183 см. Выравнивание и уплотнениеУдалите верхний слой почвы до глинистого слоя и уплотните его.глина, хвосты, каждый слой толщиной 50–70 мм, уплотненные слои, общая толщина 380 ммСлой асфальта толщиной 50 мм, резиновый лист толщиной 125 мм, верхний слой асфальта
Подземное дренажное сооружение рудной отвалыслой гравия крупнозернистые породыслой гравия 
Оборудование для опрыскиванияФорсунка RainbirdРеактивный самолет «Нельсон»Rain Bird представляет модель «Baghdad Swing»Форсунка RainbirdФорсунки Rainbird
Состав выщелачивающего агента /%NaCN 0,025, pH 10,5NaCN 0,25, pH 10,5NaCN 0,025; NaOH 0,1; CaO 0,25; pH 11NaCN 0,03 CaO 0,015 pH 10,5NaCN 0,1, плюс кварц. Значение pH частиц известняка составляет 10,8.

Продолжение таблицы 5-8

Назови мою шахту(Amselco)(Канделана)(Калинн)(Кортес)(Ортис)
Расход, л/ми-2 · час—1012.#1 9.54, #2 18.1612
Потребление наркотиков /scikgol · тонна-1 NaCN 1,25; NaOH 0,20NaCN: 0,125NaCN 0,9, NaOH 0,2NaGN 0,75, известь 2
Содержание золота в растворе для погружения / г · т⁻¹Au 2,74Ag 26Au 3,7~1,03Au0,86 
  Адсорбция на активированном угле5 единиц φ2,4×2,75 — адсорбционная колонна для риса, погружная; скорость противотока жидкости — 610 литров на квадратный метр; общий расход: 3785 литров/минуту 3 инфильтрационных блока площадью 140 м²; Общий расход резервуара: 9085 литров/минуту4 агрегата φ1,5 × 3,04 метра. Адсорбционная колонна, расход погружной жидкости в противотоке — 1185 литров/м², общий расход: 950 литров/минуту5 всасывающих насосов диаметром 2,13 × 2,44 метра. Каждая башня содержит 1 365 000 ккал угля. грамм, скорость противотока погруженной жидкости составляет 583 литра на метр², общий расход — 2 080 литров в минуту.5 агрегатов, φ2,43×1,82; адсорбционная колонна, частицы угля размером 12–30 меш, противоточная промывка погружной жидкостью; скорость 692 литра/м²·точка; общий расход: 3217 литров/минуту
Содержание золота в угле, насыщенном золотом (в килограммах) · т⁻¹10.30 14.06:13.726.00
 Десорбция углерода с добавлением золота2 десорбционных колонны φ1,1 м × 4,9 м, соединенные последовательно, раствор NaOH 0,11 TP3T, 226,65 Па (1,7 атмосферы), 120 °C Переработка золота и угля в процессе плавки1% NaOH, 0,1% NaCN и 15% изопропилового спирта; потеря углерода при 75–80 ℃ — 6 граммов/тонну Добавление горячего щелочного раствора; десорбция под давлением2 установки десорбционных колоnn диаметром 1,5 м и высотой 2,74 м. Десорбция спирта под давлением с использованием древесного угля. Потери — 0,5 грамма на тонну
Регенерация углеродаВращающаяся печь, 600 °C Ротационная печь с непрямым нагревомВращающаяся печь, 600 °CВращающаяся печь, 600 °C
Оборудование для добычи золотаДве электролитические ячейки размером 0,9 × 1,02 × 1,5 метраОдна реверберационная печь грузоподъемностью 4,55 тонн  2 штуки, 0,6 × 2,9 см. Электролитическая ячейка Meter
Число сотрудников на одного человека140150-1 человек в классе2 человека в группе46
Название горы(Amselco)(Канделана)(Калинн)(Кортес)(Ортис)
Себестоимость производства/долл. США · за 1 т  Затраты на выщелачивание: 1,84  
Коэффициент извлечения золота / %425555, 66 (второй отвал)70-80Au 70–80, Ag 20–40
Назови мою шахтуНадгробная плита​​Сигаретная долина (Смоки-Вэлли)Эврика (Эврика)Тускалола (Тускарора)
шахтный камень, особый секспустая рудариолитовый туфминерализованный доломитСульфидный андезит
Содержание руды /грамм·тонна-1Au 0,5 Ag 34,3Au 1,87; Ag 2,18Au 0,96Au + Ag = 51,5 – 68,6; соотношение Au:Ag = 1:100
Размер частиц руды / мм– 50 + 20 счетов для модели 60% – 20 счетов для модели 40%– 12. 5+9 составляют 8%- 9 9 2 %.– 0,15 приходится на 50%+150 счетов для 15%.
Производственная мощность / 10 000 тонн · год-130181.5200.9
Оборудование для штабелирования30-тонные грузовики, машины с фронтальной загрузкой и т. п.45-тонный грузовик и машина с фронтальной загрузкойГрузовик объемом 7,6 м³ с передней загрузкой31,5-тонный грузовик, бульдозер
Размер отвалов руды / метр180×90×15122×76×3,7, Всего 5 штабелей, из которых 4 подверглись выщелачиванию.Максимальное значение составляет 152×9×10,7.52×79×3,7–137×73×6
Конструкция основания отвала рудыУплотнение слоя хвостовНижний слой асфальта, резиновый лист, верхний слой асфальтаСлой асфальта толщиной 500 ммУдалите верхний слой почвы, выровняйте и уплотните глинистый грунт.
Подземное дренажное сооружение рудной отвалы Оставить отходной шлак толщиной 200–250 мм.Просачивание по днублоки грубой руды и хвосты джиговой сепарации
Оборудование для опрыскивания“Радиоус распыления опрыскивателя ”Rain Bird» составляет 15 метров. .«Багдадский свинг»«Багдадский свинг»Rain Bird и другие форсунки

В моей стране имеются относительно богатые запасы низкосортной золотосодержащей руды, характеризующейся разнообразием типов руд и широким распространением. Хотя некоторые месторождения обладают более высоким содержанием золота, их запасы невелики, что затрудняет механизированную добычу и обогащение. Поэтому извлечение этих запасов золота с помощью недорогого кучного выщелачивания является целесообразным вариантом. С начала 1980-х годов в нашей стране проводятся испытания на технологическую осуществимость выщелачивания руд соответствующих месторождений методом перколяционного кучного выщелачивания цианидом. На сегодняшний день построено значительное количество традиционных установок кучного выщелачивания и ряд установок кучного выщелачивания с грануляцией, что позволяет добиваться хороших экономических результатов. Например, в провинции Хэнань построено более десятка установок кучного выщелачивания, размер кучи на которых обычно составляет 1200–1500 тонн руды. Каждый кучный выщелачивающий комплекс может засыпаться 2–3 раза в год, при этом цикл, включающий формирование кучи, опрыскивание, промывку и разгрузку, занимает около трёх месяцев. В большинстве случаев используются временные площадки для кучного выщелачивания. После выравнивания и уплотнения площадки сооружается фундамент с уклоном 0,5%–8%, который покрывается двумя слоями полиэтиленовой пленки, а затем слоем рубероида, что обеспечивает отсутствие утечек. Цементные основания подвержены растрескиванию и утечкам. Вокруг зоны кучного выщелачивания следует проложить дренажные канавы. На дно рудной кучи вручную укладывается слой крупной руды низкого качества толщиной 0,2–0,3 метра, после чего куча формируется с помощью самосвалов, а рабочие выравнивают поверхность. В процессе формирования кучи мелкозернистая и кусковая руда укладываются слоями: мелкозернистая руда с высоким содержанием глины — внизу, а более крупная кусковая руда — сверху. Во время возведения следует избегать уплотнения руды. Если рудная куча имеет высокое содержание шлама, у выхода из зоны выщелачивания следует уложить некоторое количество крупнозернистой руды и соответствующим образом соорудить отстойник. После формирования рудной кучи её сначала промывают насыщенной известковой водой. Когда pH стоков приближается к 10, кучу опрыскивают смесью цианида натрия и извести. Выщелачивающий раствор подается по трубопроводу и распыляется с помощью распылителя; распылитель равномерно распыляет раствор на поверхность рудной кучи (включая склоны) для обеспечения равномерного выщелачивания. Когда содержание золота в сбрасываемом фильтрате достигает 3×10⁻⁴%, его перекачивают в резервуар высокого уровня, откуда он поступает в систему адсорбции на активированном угле. Фильтрат, поступающий в систему адсорбции на угле, должен быть осветлен. Раствор с низким содержанием золота после адсорбции на угле возвращается в систему распылительного выщелачивания после корректировки концентрации цианида натрия и оксида кальция. Система адсорбции на угле состоит из четырёх адсорбционных колонн, соединенных последовательно, в которых используется активированный уголь типа GH16-A, произведенный Пекинским лесозаводом «Гуанхуа», и активированный уголь типа Zx-15, произведенный Тайюаньским химическим заводом «Синьхуа». Углерод, насыщенный золотом, десорбируется при постоянной температуре 95 ℃ в течение 2–6 часов с использованием смеси 5% NaCN + 2% NaOH, а затем элюируется горячей водой температурой 95 ℃. Содержание золота в элюенте обычно составляет 300 ppm. Элюент (раствор драгоценного металла) охлаждают и фильтруют перед отправкой в электролизную ячейку для электролизного извлечения. Золото осаждается в виде чешуек или хлопьев на титановом пластинчатом катоде (или на катоде из стальной ваты), соскабливается и переплавляется в слитки. Углерод, из которого было извлечено золото, регенерируется и повторно используется. Остатки электролиза очищаются с помощью углеродной колонки или колонки с ионообменной смолой, а затем возвращаются в систему десорбции в качестве промывочной воды, которая повторно используется более 19 раз. Наконец, перед сбросом стоки обрабатываются отбеливающим порошком. После кучного выщелачивания рудная куча промывается раствором извести. Промывочная вода направляется в колонну с адсорбционным углем для извлечения остаточного золота или непосредственно сбрасывается в резервуар для хранения с целью последующего опрыскивания. Когда концентрация цианида натрия в промывных стоках становится ниже 0,01% и в них не содержится золота, на верхнюю поверхность рудной кучи можно рассыпать соответствующее количество отбеливающего порошка, после чего следует промывать чистой водой до достижения нормативов сброса, прежде чем удалить отработанную рудную кучу. Во время разгрузки из каждого слоя следует отбирать пробы шлака для анализа и испытаний. Высокосортная руда, добываемая на золотом руднике Линху в моей стране, перерабатывается методом цианирования «углерод в пульпе» с использованием цельного шлама. Добываемая низкосортная руда и золотоносная вмещающая порода имеют содержание золота около 3 граммов на тонну и перерабатываются традиционным методом кучного выщелачивания. Имеется четыре стационарных поля кучного выщелачивания, каждое из которых вмещает 1 500 тонн руды. Один куча обычно используется для выщелачивания с опрыскиванием. Добытая мелкорудная руда и золотоносная вмещающая порода дробится до размера 50 мм с помощью щековой дробилки размером 250×400 мм. Затем дробленая руда с помощью самосвалов укладывается в кучу в форме квадратного усечённого конуса высотой 3 метра. Руду промывают насыщенной известковой водой в течение 5–10 дней, чтобы довести pH стоков до 10–11. Затем на рудную кучу в течение 50 дней распыляется выщелачивающий агент — NaCN в концентрации 0,031–0,051 TP3T при pH = 10–11 — со скоростью 2,78–5,56 мл/м²·с. Скорость выщелачивания золота составляет 63,76%. Стоимость добычи одного таэля золота составляет примерно 300 юаней, при этом затраты на подземную добычу и транспортировку руды составляют 60%. Золоторудник Лаовань имеет четыре горные отработки, которые расположены далеко друг от друга и в основном представляют собой небольшие, плохо сформированные рудники с сильным окислением руды и высоким содержанием ила. Построено постоянное поле кучного выщелачивания размером 25×16 метров, заполненное щебнево-бетонным раствором и отделано бетоном. Руда содержит 40%–50% мелких фракций, которые при формировании кучи укладываются на дно на высоту 2,27 метра. Для обеспечения содержания золота в куче применяется метод смешивания руды. Среднее содержание золота в сырой руде, поступающей на кучу, составляет 2,24 г/т. Руда относительно кислая, а вода для выщелачивания — слабокислая (pH = 6). Вода для промывки представляет собой насыщенную известковую воду с небольшим количеством раствора каустической соды, а промывка длится 15 дней. Для нанесения выщелачивающего агента используются мобильные и стационарные распылители; норма распыления составляет 4 литра/час·тонну. После 51 дня распылительного выщелачивания скорость выщелачивания золота составляет 75,441 TP3T, а максимальное содержание золота в растворе драгоценных металлов достигает 104 ppm. Для адсорбции используются четыре углеродные адсорбционные колонны с расходом 600 литров/час. После оросительного выщелачивания хвосты обрабатываются отбеливающим порошком в количестве, в 16 раз превышающем количество использованного цианида. Время промывки кучи составляет 7 дней. Стоимость кучного выщелачивания одного таэля золота в данной руде составляет 349 юаней.

Вам также могут понравиться эти продукты

Координатно-фрезерный станок

Координатно-фрезерный станок

Джиг — высокоэффективный гравитационный концентратор. Обзор продукции. Джиг представляет собой гравитационный…
Copyright © 2026 Oreprocessings. Все права защищены.