Золотоносные россыпные месторождения Забайкалья

     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 комплексообра-зователем. По комплексу результатов (степень извлечения золота, скорость растворения, стоимость реагентов) для технологических испытаний была выбрана технология подкисле-ния 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  аствор 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.

      По  результатам лабораторно-техноло-гических исследований укрупненной пробы  было установлено, что предварительное  за-кисление 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 0,5 г/л… 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 следующий вид:

1)  реакция взаимодействия с минералами железа - магнетитом и гематитом

Fe2O3 + 6HCl = 2FeCl3 + 3H2O FeO + 2HCl = FeCl2 + H2O;

2)  реакция взаимодействия с карбонатами кальция и магния

CaCO3 + 2HCl = CaCl2 + H2O + CO2 MgCO3 + 2HCl = MgCl2 + H2O + CO2;

3)   реакция взаимодействия с оксидом алюминия

Al2O3 + 6HCl = 2 Al Cl3 + 3H2O.

Реакции взаимодействия с сульфидными минералами: арсенопиритом, пиритом, галенитом сфалеритом и киноварью

PbS + 2HCl = PbCl2 + H2S

о золота

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 закач-ные  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 откачных 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 воздухопо-дающих 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 отстойнике продуктивные растворы насосом подавались в маточный отстойник, где происходило доукрепление их соляной кислотой.

На этапе  активного выщелачивания золота применялся рабочий раствор хлора. Активный хлор (Cl2) 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 ячейки 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 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 кольматации, 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 120380 л. Среднее содержание золота в отстойнике технологических растворов составило 0,070 г/л. При этом среднее содержание 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 низ-когорья 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 закачными и откач-ными 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 м. В ряде случаев необходимо искусственное создание давлений в закачных скважинах.

3.  Следующим необходимым условием является исключение фильтрации рабочих растворов в коренные трещиноватые породы и их потери. Это возможно за счет тампонирования коренных пород. Однако отсутствие нижнего водоупора 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.

  Заключение 

     Таким образом, как показывает анализ, разработка глубокозалегающих россыпей в Забайкалье находится на начальной стадии. Применяемые в настоящее время технологии вскрышных и добычных работ являются традиционными для эксплуатации неглубоких россыпей. Так, вскрышные работы производятся чаще всего с помощью бульдозеров. Как известно, их применение эффективно при мощности торфов до 3-4 метра. При более глубоком производстве вскрышных работ бульдозерами происходит существенное снижение производительности и удорожание отвальных работ. В этих условиях появляется необходимость исследовать, разработать и внедрить эффективные технологии освоения глубокозалегающих россыпных месторождений Забайкалья с использованием специализированной техники.

     Список  использованной литературы: 

1. недропользование
2. Вестник ЧитГУ № 4 (49) 2008