Анализ опыта переработки золотосодержащих руд методом кучного выщелачивания

Горнорудное управление США в 1969 г. сообщило, что компанией Carlin Gold Mining на золоторудном месторождении Carlin Trand (шт. Невада) проведены крупные полевые эксперименты по кучному выщелачиванию золота. Выщелачивание осуществляли цианистыми растворами из руды с содержанием 2 г/т Au, дробленной до крупности -25 мм. Характер руды - известковые сланцы, золото в руде тонкое. Извлечение составило 80% за 11 сут. выщелачивания и 90 % - за 21 сут. при плотности орошения от 1000 до 4000 л/(м2-сут.). Эффективное растворение золота с минимальным расходом цианида и извести достигнуто при концентрации в растворах цианида около 1 г/л и pH 10-11. В процессе фильтрации цианистого раствора через слой руды в 3,6 м не происходило заметного снижения содержания в нем растворенного кислорода. По мнению Горного бюро, кучное выщелачивание можно успешно применять на бедных рудах, переработка которых по фабричной технологии нерентабельна.

В более поздней (1973 г.) информации сообщалось, что на руднике Carlin руду дробят до крупности - 18,6 мм, сваливают на асфальтовую площадку и обрабатывают цианистыми растворами в течение 8 сут. Промытые хвосты выщелачивания убирают погрузчиком в хвостохранилище. На каждой из имеющихся четырех асфальтовых площадок укладывают по 1400 т руды. В сезон с апреля по октябрь перерабатывают по 10000 т руды в месяц с извлечением золота на уровне 70 %.

Первая крупномасштабная отработка кучным выщелачиванием золотосодержащей руды проведена в шт. Невада компанией Cortez Gold Mines, осуществляющей KB бедных руд наряду с фабричной переработкой кондиционных руд. Кучному выщелачиванию подвергают половину добываемых руд. К разработке технологии извлечения золота из бедных руд компания приступила в 1969 г. Полупромышленные испытания показали, что руды пригодны для КВ. Промышленную отработку кучным выщелачиванием окисленной руды месторождения Cortez начали в 1971 г., а в 1973 г. компания приступила к разработке близлежащего месторождения песчано-глинистых руд Gold Acres с переработкой бедных руд кучным выщелачиванием, высокосортных - на обогатительной фабрике. На месторождении Gold Acres извлечение золота из более богатых, чем на Cortez, растворов стали осуществлять сорбцией на активированный уголь из скорлупы кокосовых орехов (марка CP-4VI), в то время как на Cortez применяли цинковое осаждение.

С целью выявления и оконтуривания рудных зон, сортировки руды на богатую (для фабрики) и бедную (для кучного выщелачивания) фракции на месте экскаваторной выемки осуществляется экспресс-анализ горстевьгх проб в передвижной лаборатории. На кучное выщелачивание направляли руды с содержанием золота: 0.5-1,2 г/т на месторождении Cortez и 0,5-1,6 г/т - на Gold Acres.

Руду с карьеров перевозили 35-тонными самосвалами на расстояние 1,6 км на непроницаемое основание, подготовленное на местности с уклоном приблизительно 5°. Такой уклон считается оптимальным для стока раствора. Подготовка площадки для выщелачивания включала удаление растительного слоя, нивелирование, уплотнение основания с использованием роликового виброуплотнителя. Материалом для гидроизоляции основания служили глинистый ил или шламистые хвосты обогащения, перевозимые 110-тонными самосвалами. Глинистый ил состоял на 60 % из класса -0,07 мм и при 90 %-ном уплотнении проницаемость его составляла -0,1 см в сутки. Шламистые хвосты состояли на 80 % из класса -0,07 мм и при 91 %-ном уплотнении проницаемость их была 0,06 см в сутки. Материал укладывали слоями толщиной 5,0-6,5 см, увлажняли до необходимой влажности и уплотняли самоходной вибромашиной Bros. Контроль уплотнения осуществляли с помощью портативного пробника Campbell Pacific модели А. Укладывали слои до толщины основания 37,5 см. Необходимая толщина является функцией скорости просачивания и продолжительности выщелачивания.

На основание укладывали слой крупного гравия крупностью 7-10 см для создания пористой среды, через который просачивающиеся растворы могли бы дренировать под кучей к траншее. Кроме того, гравий защищал основание от возможных повреждений при разгрузке самосвалов. В случае укладки некачественного гравия при дождевых потоках, проникающих вглубь кучи, из-под нее дренирует неосветленный раствор. По траншее, выложенной бутиловой резиной или гипалоном (Hypalon) толщиной 30 мм, раствор выщелачивания поступает в коллектор, откуда по стальной или асбестово-цементной трубе перемещается самотеком в сборник продуктивных растворов. Площадка для сборника подготавливается аналогично площадке под кучу.

На основании экспериментов с различной высотой отсыпки куч: 3,0; 6,1 и 9,1 м для руд месторождения Gold Acres была выбрана высота 6,1 м. Руду (без дробления) отсыпали на эту высоту в один слой. Размеры основания кучи 107мх137 м. При уклоне 2,5° куча высотой 6 м содержит около 170000 т руды. На Gold Acres переработано в общей сложности 2,2 млн.т, на Cortez - 2,8 млн.т руды с минимальным (от 0,5 до 1,2-1,6 г/т) содержанием золота в течение первых 3 и 5 лет добычи металла кучным выщелачиванием. Поверхность кучи перед выщелачиванием планировали бульдозером DSCat с рыхлителем на 75 см. Уплотненную поверхность куч периодически разрыхляли и в процессе выщелачивания. Твердая скальная порода на месторождении Cortez выщелачивалась в кучах высотой 6 и 9 м. Наращивание рудного штабеля поверх выщелоченной руды обеспечивало лучшее извлечение золота, чем на Gold Acres в аналогичных условиях, но извлечение при этом было все-таки ниже, чем при укладке в один слой. Выщелачивание кучи высотой 18,2 м в один слой на Cortez приводило к более низким показателям вследствие перераспределения золота в нижележащие слои.

Растворы для выщелачивания на поверхность куч перекачивали из сорбционного отделения фабрики по стальной трубе диаметром 15 см. Орошение производили пластиковыми оросителями Armstrong с соплами 0,3 см, установленными на расстоянии 15 м. Обычно выщелачиванию подвергали три штабеля, причем третий выщелачивали периодически для поддержания средней скорости потока растворов.

Среднегодовые потери воды от испарения составляли 30%. Свежая вода на Gold Acres была плохого качества и вызывала образование осадка в трубах. С целью кондиционирования воды до нормы ее отстаивали в больших прудах. В пруд со свежей водой добавляли гидроксид натрия, закупаемый в виде 50%-ного раствора. Компоненты, растворенные в жесткой воде, осаждались на дно и проблемы осадкообразования в трубах устранялись.

Выщелачивающий раствор имел pH 10,5 за счет введения каустической соды (NaOH). Крепкий раствор цианистого натрия (15%) и реагент для обработки воды Бароид S-35 (S-35 Baroid) позировали в оборотные растворы и подавали насосом по трубопроводу на выщелачивание. Концентрация цианистого натрия в выщелачивающем растворе составляла 0,3 г/л. Расход реагентов на Gold Acres составлял в среднем 214 г NaCN и 186 г NaOH на 1 т руды.

Производство золота кучным выщелачиванием контролировали опробованием рудного материала и растворов. Качество руды, уложенной в кучу, определяли по данным анализа проб из взрывных скважин и горстевых проб, отобранных на месте экскаваторной выемки. Этой информации достаточно для определения степени извлечения золота. Среднее извлечение из глинистой руды Gold Acres составило 50 % при продолжительности выщелачивания 90 сут., извлечение из крупнокусковой руды на Cortez - 65 %.

На фабрике Cortez, имевшей узел цинкового осаждения, растворы кучного выщелачивания объединяли с богатым фабричным раствором с целью извлечения из них золота в аппаратах Меррилл-Кроу. Когда производительность фабрики Cortez уменьшилась вследствие снижения запасов руды, была внедрена четырехступенчатая угольная сорбция в колоннах диаметром 152 см. Десорбцию золота и реактивацию угля стали осуществлять на фабрике Gold Acres. Десорбцию проводили горячей каустической содой под давлением в автоклавах. Золото из элюатов извлекали электролизом.

Приемлемое извлечение золота на Cortez и Gold Acres достигается на руде забойной крупности без ее предварительного дробления.

Первые работы по кучному выщелачиванию золота на территории СНГ проведены институтом «Иргиредмет» в период 1970-1975 гг., вначале - на золотоносных песках (пос. Б.Коты, Иркутская область), затем - на рудах и хвостах обогащения (пос. Лебединый и Ниж. Куранах, Якутия; пос. Табошары, Таджикистан).

Проблемы освоения кучного выщелачивания золота в тот период решались, в основном, специалистами институтов «Иргиредмет» и «ВНИПИгорцветмет» при участии в организации проведения испытаний предприятий Всесоюзного производственного объединения «Союззолото». Проектирование первых опытных установок KB золота осуществлял институт «ВНИИПРОзолото».

Проект Куранахской опытно-промышленной установки KB годовой производительностью 8000 т руды забойной крупности (-250+0 мм) был выполнен в 1975 г. В течение летних сезонов 1974-1977 гг. Иргиредметом совместно с комбинатом «Алданзолото» проведена серия полевых испытаний на забалансовом песчано-глинистом сырье Куралахского рудного поля (лежалые хвосты эфельных отвалов, руды месторождений «Центральное» и «Дэлбе»). Схема испытаний включала подготовку площадки, сооружение гидронепроницаемого основания, формирование штабеля массой от 100 до 2500 т золотосодержащего сырья, выщелачивание цианистыми растворами, сорбцию на анионообменную смолу или активированный уголь с последующей переработкой насыщенного сорбента на ближайшей золотоизвлекательной фабрике - Лебединской или Куранахской,

В РЭП «Таджикзолото» (пос. Табошары) Иргиредметом в 1978 г. проведены нолевые испытания выщелачивания золота из кварцевой руды с исходным содержанием металла 2,8 г/т на куче массой 200 т.

На Кочкарском руднике (производственное объединение «Южуралзолото») по разработкам ВНИГГИгорцветмета с середины 1970-х годов в течение 5 лет осуществлялась опытная отработка кучным выщелачиванием дробленных до крупности -20 мм забалансовых руд Кочкарского месторождения. Рудные штабели укладывали на двух бетонных площадках многоразового использования, сооруженных поочередно в 1975 и 1976 гг. Золото выщелачивали цианистыми растворами и из продуктивных растворов извлекали на ФЗЦО им. Артема, Рабочий проект опытнопромышленной установки KB производительностью 12000 т руды в год был выполнен ВНИИПРОзолото в 1973 г.

Во время опытных работ в 1970-х годах на Кочкаре и Алдане переработано около 70 тыс.т минерального сырья крупностью от -20 до -500 мм. Содержание золота в рудах составляло 1,0-1,5 г/т, извлечение из руды на сорбент 50-60 %. Исследования по кучному выщелачиванию в Иргиредмете выполняли специалисты сектора кучного и подземного выщелачивания, возглавляемого Г.Г. Минеевым, во ВНИПИгорцветмете - под руководством А.А. Рыбальченко.

Был выполнен анализ сырьевой базы действующих золотодобывающих предприятий и ряда территориальных геологических управлений с целью выявления объектов, пригодных к отработке по технологии КВ. Исследованы и испытаны руды 23 месторождений, на основании полученных данных в 1980 г. составлено ТЭО применения кучного выщелачивания на предприятиях В ПО «Союззолото». Выполненная работа показала технологическую и технико-экономическую эффективность освоения этого процесса на большинстве исследованных сырьевых объектов в различных регионах СССР. Значительный объем работ Иргиредметом выполнен по месторождению «Бeлая гора» (Хабаровский край), в результате чего были разработаны рекомендации для проектирования опытной установки кучного выщелачивания (1981 г.) и рекомендации по технологическому регламенту для ТЭО опытно-промышленной установки производительностью 150 тыс.т руды в год (1987 г.).

Несмотря на эффективность разработанных технологий выщелачивания золота из руд месторождений Алдана, Забайкалья, Дальнего Востока, Таджикистана и других регионов, промышленное освоение кучного выщелачивания на отечественных предприятиях сдерживалось по целому ряду причин, одной из которых являлось преодоление своеобразного «психологического барьера», связанного с использованием высокотоксичных цианистых растворов на открытых площадках.

В 1988 г. с переходом отраслевой науки на хозяйственный расчет работы по кучному выщелачиванию золота получили дальнейшее, более конкретное развитие. К этому времени технология KB была существенно усовершенствована. За счет включения в нее операции окомкования со связующими добавками (портландцемент, известь) появилась возможность успешного выщелачивания глинистого и шламистого сырья. Значительный прогресс был достигнут в методах сооружения штабелей. Применение систем капельного орошения дало возможность осуществлять круглогодичное выщелачивание даже в районах с суровыми климатическими условиями, особенно штабелей большой высоты, в которых лучше сохраняется аккумулированное в летний период тепло.

По результатам экспериментальных исследований и комплексных полупромышленных испытаний Иргиредметом в конце 1980-х - начале 1990-х годов разработаны технологические регламенты для проектирования промышленных установок кучного выщелачивания золота из руд Макмальского месторождения в Кыргызстане (1988 г.), Васильковского (1988 г.) и Суздальского (1991 г.) в Казахстане, «Марджанбулак» (Узбекистан, 1993 г.), из руд месторождений России: «Покровское» (1991 г.), «Светлинское» (1992 г.), «Майское» (1993 г.), «Дельмачик» (1993 г.).

На территории СНГ первая промышленная установка KB золота введена в эксплуатацию на месторождении «Васильковское» в 1991 г. по разработкам институтов «Иргиредмет» и «КазГИНалмаззолото». Производительность установки 300 тыс.т в год окисленной руды с содержанием Au 2,0 г/т (4).

В России на руднике «Майский» (Республика Хакасия) в 4 г. пущена опытно-промышленная установка KB производительностью 100 тыс.т руды за сезон с содержанием ,3 г/т Au. Затраты на сооружение установки были полностью окуплены в первый же год ее эксплуатации. Успешное внедрение артелью старателей «Саяны» и ОАО «Иргиредмет» кучного выщелачивания на Майском руднике явилось прорывом этой прогрессивной технологии в золотодобыче России. Новая технология позволила повысить выработку на одного работающего с 0,5-1кг до 8-9кг металла за сезон, обеспечила стабильное положение предприятия в условиях кризисного состояния экономики.

По разработанным технологиям промышленные производства кучного выщелачивания золота вслед за рудником «Майский» созданы и освоены на месторождениях: «Чазы-Гол» (Хакасия) - золотодобывающей компанией «Золотая звезда» (до июля 1996 г. - артель старателей «Саяны») в 1997-1998 гг., «Залежь» (Хабаровский край) - А/с «Амур» в 1998 г., «Покровское» - ОАО «Рудник Покровский» (1999 г.) и «Бамское» - А/с «Апсакан» (2000 г.) в Амурской области, «Свветлинское» (Челябинская область) - ЗАО «Южуралзолото» в 2001 г. и на других объектах. Внедрение и освоение технологий осуществляется с участием специалистов Иргиредмета.

Большинство проектов KB в Российской Федерации выполнены институтом «Сибгипрозолото» (г. Новосибирск), в том числе для месторождений: «Майское» производительностью 100 тыс.т руды в год, «Покровское», «Олимпиада», «Любовь», «Дельмачик», «Рябиновое» (все на 300 тыс.т), «Куранахское рудное поле» (1,5 млн.т). Иргиредметом выполнены ТЭР и проекты кучного выщелачивания для месторождений «Синюхинское» (300 тыс.т руды и хвостов обогащения), «Светлинское» (1000 тыс.т), «Юзик» (30 тыс.т), «Чертово корыто» (200 тыс.т), «Бамское» (120 тыс.т). В настоящее время ведется строительство предприятий KB на месторождениях: «Чертово корыто», «Амазаркан», «Рябиновое» и на ряде других.

В РФ эксплуатируются также созданные по разработкам MHIIO «Полиметалл», ЦНИГРИ и других организаций следующие установки кучного выщелачивания золота: из руд месторождений «Лопуховекое» в Алданском районе, «Западно-Озерное» и «Муртыкты» в Республике Башкортостан, «Кировское» в Оренбургской области, Воронцовского месторождения и Сафьяновского рудника в Свердловской области, из эфельных отвалов ОАО «Южуралзолото» в Челябинской области (на последнем объекте работы уже завершены).

Предложенный первоначально для переработки низкосортного сырья процесс KB благородных металлов, усовершенствуясь, со временем стал применяться и для переработки более богатых руд. В золотодобывающей промышленности России, большая часть предприятий которой с 1990-х годов стала убыточной из-за снижавшейся рыночной цены на золото (до 8,7 долл. за грамм в 2000г.), перспективными объектами для кучного выщелачивания стали являться маломощные месторождения относительно богатых руд. Отработку таких ресурсов возможно осуществлять с использованием мобильных комплексов рудо-подготовки, модульных установок по переработке продуктивных растворов.

Вводимые на маломасштабных месторождениях производства кучного цианистого выщелачивания характеризуются наиболее низкими капиталовложениями, минимальными эксплуатационными расходами, невысокой себестоимостью получения золота, удобством обслуживания. Технология кучного выщелачивания наиболее эффективна для переработки минерального и техногенного сырья с мелким золотом, теряемым в той или иной мере при применении традиционных методов обогащения.

Многие преимущества современной технологии кучного выщелачивания золота (и серебра) из рудного сырья определяются спецификой применяемого для этой цели растворителя - цианидов щелочных металлов. По сравнению с другими альтернативными растворителями благородных металлов (тиосульфаты, тиомочевина, хлор-хлоридные и бром-бромидные растворы и т.д.) щелочные цианиды обладают следующими основными достоинствами:

- селективностью действия по отношению к золоту и серебру, что определяет очень низкий расход растворителя (десятки и первые сотни граммов на 1 т руды);

- возможностью гидрометаллургической переработки руды при обычных температурах;

- неагрессивностью цианистых растворов, что позволяет использовать оборудование из относительно дешевых и недефицитных конструкционных материалов.

К сказанному следует добавить удачное сочетание процессов растворения и выделения золота из растворов, простоту аппаратурного оформления процессов и возможность создания на этой основе непрерывно действующего производственного цикла, легко поддающегося полной механизации и автоматизации.

К преимуществам цианистого кучного выщелачивания (как это ни странно звучит на первый взгляд) относится его экологичность.

Хорошо известно, что применяемые в золотодобывающей промышленности концентрированные цианистые препараты относятся к категории сильнодействующих ядовитых веществ (СДЯВ). Условия их транспортировки, хранения, так же, как и условия приготовления из этих препаратов рабочих растворов, оговариваются специальными инструкциями. Это же относится и к правилам обращения с цианистыми растворами. Вместе с тем, многолетний опыт золотодобывающей промышленности и специально проведенные в этом направлении исследования убедительно свидетельствуют о том, что работа с цианистыми растворами менее опасна и для человека, и для окружающей среды, чем работа с другими растворителями (кислоты, щелочи, соли), применяемыми в цветной металлургии.

За более чем 100-летнюю историю существования гидрометаллургии золота создана надежная система преодоления возможных экологических затруднений, связанных с использованием цианистых солей. Сюда можно отнести:

- снижение до минимума (сотые доли грамма на литр) концентрации цианидов в рабочих растворах, что на два-три порядка ниже концентрации кислот и щелочей в других гидрометаллургических производствах;

- введение в выщелачивающие растворы «защитной» щелочи (известь), предупреждающей возможность гидролиза цианидов и образование опасных для здоровья человека летучих цианистых соединений;

- максимальное использование технологических растворов (после выделения из них золота) во внутрифабричном обороте;

- полная (т.е. до предельно допустимых концентраций) очистка растворов от простых и комплексных цианидов перед сбросом их в водоемы санитарно-бытового и рыбохозяйственного назначения.

В настоящее время разработаны и применяются в промышленности целый ряд эффективных методов химического, а также биохимического обезвреживания циансодержащих стоков, обеспечивающих степень очистки от цианидов на уровне 99,99 %.

Важно подчеркнуть, что в отличие от других токсичных веществ, содержащихся в сточных водах промышленных предприятий, цианистые соединения в процессе химической очистки разлагаются с образованием газообразных компонентов (аммиак, углекислота), которые не только не вредят, но и, наоборот, стимулируют развитие окружающей флоры и фауны, по этой причине иногда даже в отстойниках с водонепроницаемым ложем. Под воздействием кислорода воздуха и солнечной радиации значительная часть цианидов распадается на указанные выше компоненты, что позволяет существенно сократить расход реагентов на последующую химическую очистку стоков.

Особую значимость в плане повышения экологической и экономической эффективности работы предприятий, использующих цианистую технологию, приобретают результаты исследований австралийских и российских ученых по изучению поведения цианидов в природной среде и условий естественной деградации цианистых растворов в хвостохранилищах. В частности, установлены интересные закономерности, свидетельствующие о том, что при попадании в почву и грунты растворов, содержащих цианиды и тиоцианаты, возникает естественный биогеологический барьер, препятствующий распространению этих токсичных соединений в подземных горизонтах. В процессе миграции растворов в грунтах содержащиеся в них цианиды и тиоцианаты сорбируются, и жидкая фаза очищается от этих компонентов. Далее сорбированные цианистые соединения разрушаются почвенными и грунтовыми бактериями, окисляются растворенным кислородом до нетоксичных форм. При этом сорбционная способность грунтов восстанавливается. На основании проведенных исследований разработаны математические модели миграции циансодержащих соединений в подземных горизонтах, позволяющие прогнозировать минимально допустимую глубину очистки сточных вод, сбрасываемых в хвостохранилища, и оптимальный расход обезвреживающих агентов. Отмеченные моменты значительно облегчают решение экологических проблем, связанных с использованием цианидов (как по «фабричной» технологии, так и при кучном выщелачивании).

В 1970-е - начале 1980-х годов по технологии кучного и чанового выщелачивания Иргиредметом исследованы и испытаны руды ряда сырьевых объектов Таджикистана: месторождений «Джилау», «Aпрелевское», «Школьное», «Кызыл-Чеку», рудника «Табошары». В результате выполненных работ выявлены наиболее перспективные объекты - месторождения «Джилау» и «Апрелевское». Исследования по оценке сырьевой базы Казахстана , Кыргызстана, Узбекистана проведены в период с 1987 по 1991 г.

Из 25 месторождений северных районов Казахстана, проанализированных к 1988 г., было выделено 5 перспективных для кучного выщелачивания объектов. По результатам исследований и технологических испытаний перво-очередными признаны окисленные руды Васильковского месторождения и Мукурской рудной зоны, представленной месторождениями «Суздальское», «Джерек», «Пустынное» и др.

Технологический регламент на проектирование установки кучного выщелачивания золота из окисленных руд Васильковского месторождения разработан Иргиредметом и СПКТБ ПО «Каззолото» в 1988 г. Проекты установок нескольких масштабов: первоначально - производительностью 150-300 тыс.т руды в год, в 1995 г. - в объеме 1 млн.т выполнены институтом «Каз-ГИНалмаззолото». В мае 1991 г. на Васильковском месторождении впервые на территории СНГ осуществлено промышленное внедрение технологии кучного выщелачивания золота.

Участок KB расположен в 20км от г.Кокчетава на пром-площадке (отвал пустых пород) Васильковского ГОКа. Параметры процесса выщелачивания: крупность руды - 200 мм, растворитель - цианид натрия, защелачивающие реагенты - известь и гидроксид натрия, продолжительность - до 270 сут. В качестве сорбента растворенного золота используется анионит АМ-2Б. Содержание золота в руде 1,7-2,0г/т, извлечение в товарную продукцию (катодные осадки) - 54-60 %.

За 10 лет работы участка KB добыто более 4 т катодного золота. Запасы руд, утвержденные для переработки методом кучного выщелачивания, на Васильковском месторождении составляют 61,4 млн.т, из которых на 2000 г. добыто из карьера немногим более 1 млн.т.

Несомненным успехом явилось выделение в качестве сырьевого объекта для кучного выщелачивания Мукурской рудной зоны. Окисленные руды Мукурской зоны оцениваются как сырьевая база для технологии KB в крупных масштабах.

На площади Мукурской зоны выделено два крупных участка: Центрально-Мукурский, в отводы которого входит месторождение «Джерек», и Восточно-Мукурский. В юго-восточном фланге Мукурской зоны на значительной площади в зоне окисления выявлено большое количество золоторудных тел, по содержанию и размерам аналогичных рудным телам Восточно-Мукурского участка. В 1990 г. для Центрально-Мукурского участка произведен подсчет запасов.

Выполненным комплексом исследований и полупромышленных испытаний на сырье месторождений «Джерек» и «Суздальское» (последнее расположено вблизи My-курской рудной зоны) показано, что кучным цианистым выщелачиванием из руд забойной крупности извлекается 67,7 и 68,8 % золота; из руд, дробленных до класса -25 мм, - 82,0 и 88,1 %. Содержание Au в рудах указанных месторождений составляет соответственно 2,1 и 1,6 г/т. Из глинистых руд золото также хорошо извлекается в процессе кучного выщелачивания - при содержании в суздальской глинистой руде 3,5 г/т извлечение золота составляет 80-85 %.

Технологический регламент на проектирование опытнопромышленной установки для руд Суздальского месторождения и месторождения «Джерек» выдан Иргиредметом в 1991 г. По рабочему проекту, разработанному австралийской компанией «Аикоподиум», на Суздальском месторождении построено и введено в эксплуатацию золотодобывающее предприятие кучного выщелачивания. Среднее содержание золота в перерабатываемой руде составляет 6,4 г/т, извлечение в раствор - 90 %, в товарную продукцию - более 80 %.

Ранее месторождения «Джерек» и «Суздальское» разрабатывались ГОКом «Алтайзолото» открытым способом. Руду с содержанием золота 4 г/т и выше вывозили на золото-извлекательные фабрики Урала и Средней Азии, частично реализовывали в качестве флюса. Добытые бедные и забалансовые руды не вовлекались в сферу промышленного. производства и складировались. Получение золота на месте добычи по технологии KB позволяет снизить минимальное промышленное содержание золота с 4 до 1-1,5 г/т, увеличить запасы промышленных руд, снизить себестоимость переработки руды. В пользу организации кучного выщелачивания на месторождениях Мукурской рудной зоны свидетельствует еще ряд существенных факторов:

- наличие в пределах зоны площадок, рельеф которых благоприятен для размещения штабелей кучного выщелачивания;

- широкое развитие в пределах Мукурской зоны мощной (50-80 м) глинистой коры выветривания, являющейся естественным водоупорным горизонтом;

- большая глубина залегания грунтовых вод (25-30 м), которые по своему составу из-за повышенного содержания солей пригодны лишь для технических целей.

Положительными факторами являются также малонаселенность района (засушливая степь и полупустынные участки) и отрицательный водный баланс в весеннеосенний сезон.

По итогам исследований и технологических испытаний Иргиредметом был сделан вывод о необходимости освоения сырьевых объектов Мукурской рудной зоны по технологии кучного выщелачивания и целесообразности строительства сразу нескольких площадок вблизи наиболее крупных объектов с единым узлом регенерации насыщенного сорбента и получения золота в виде металла непосредственно на месте добычи.

Отработка кучным выщелачиванием золоторудных месторождений «Центральный Мукур» и «Миялы» была начата в 1995 г., месторождения «Пустынное » - в 1994 г. Окисленные руды месторождения «Пустынное» в настоящее время перерабатываются с получением сплава Доре ОАО «Горнорудная компания «АБС - Балхаш». Содержание золота в выщелачиваемой руде составляет 1,4 г/т, производительность установки - 70 тыс.т руды в год и ее предусматривается значительно увеличить.

Предприятие KB на месторождении «Жанан», перерабатывающее окисленные малосульфидные руды (массовая доля сульфидов в руде 5-8 %), проработав несколько месяцев в сезоне 1993 г., было законсервировано. Освоение технологии возобновлено в 1995 г.

Во второй половине 1990-х гг. в Казахстане, кроме вышеуказанных объектов, кучным выщелачиванием перерабатывали руду месторождения «Акбакай» и хвосты обогащения Бестюбинской фабрики. Запущенные в 1998 г. установки KB на бедном золоторудном сырье месторождений «Далабай» и «Карьерное» на данный момент законсервированы. На конец 2001 г. процесс KB золота в республике осуществлялся на месторождениях «Васильковское», «Суздальское», «Центральный Мукур», «Пустынное», «Миялы» и «Жанан». Перспективными для данной технологии определены окисленные руды месторождений «Мизек», «Юбилейное» и других.

В Среднеазиатском регионе СНГ одним из объектов для применения KB являются забалансовые руды месторождения «Макмал» в Кыргызстане, На месторождении в 1985 г. построен Макмальский золотодобывающий комбинат, функционирующий в настоящее время (в 1997 г. на комбинате получено 1,7 т золота). При отработке месторождения открытым способом в отвалы отсыпается ежегодно около 400 тыс.т забалансовых руд, которые, по данным исследований, могут являться сырьевой базой для организации промышленной добычи золота кучным выщелачиванием.

По эксплоразведочным работам на месторождении «Макмал» выделено три технологических типа забалансовых руд с содержанием золота менее 3,5 г/т: 1) выветрелые давленные серицитизированные граниты (гранитная сыпучка); 2) скальные скарнированные мраморы и скарны; 3) давленные и выветрелые скарнированные породы.

В Иргиредмете в 1988 г. исследованы четыре технологические пробы забалансовых руд, характеризующих сырьевую базу для кучного выщелачивания на Макмальском ЗДК. Содержание золота в пробах - от 1,0 до 2,3 г/т, сред нее - 1,6 г/т.

По результатам двух циклов комплексных испытаний технологии кучного выщелачивания золота из усредненной пробы руды (в замкнутом цикле с сорбцией на анионит АМ-2Б и оборотом обеззолоченных растворов) разработан технологический регламент на проектирование опытно-промышленной установки КВ. Производительность установки - 175 тыс.т руды в год. Извлечение золота из руды крупностью -10 мм составляет 65-70 %. Регламент согласован с Макмальским ЗДК и проектной организацией -институтом «ГИНалмаззолото».

Опытно-промышленную установку кучного выщелачивания рекомендовано разместить в районе карьера, исключив тем самым затраты на транспортировку горной массы, а насыщенную золотом смолу направлять за 30 км в регенерационное отделение Макмальской ЗИФ.

Создание промышленных мощностей кучного выщелачивания на Макмальском месторождении позволит существенно увеличить добычу золота и повысить полноту использования природных ресурсов.

В Республике Узбекистан сырьевым объектом для кучного выщелачивания являются забалансовые руды и вскрышные породы Марджанбулакского месторождения (участки «Танги» и «Восточный» в Джизакском районе). Ежегодно в отвалы вывозится более 1 млн.т такого сырья. Полупромышленные испытания, проведенные Иргиредметом на месторождении, показали, что из забалансовых руд и вскрышных пород крупностью -300 мм за 16 суток выщелачивания извлекается 54 % золота.

Установку KB целесообразно разместить в районе хвостохранилища Марджанбулакской ЗИФ, используя осветленные сливы хвостохранилища в качестве технологических растворов. Извлечение золота из продуктивных растворов предпочтительно осуществлять методом сорбции на анионите АМ-2Б, десорбцию и электролиз - в отделении регенерации Марджанбулакской ЗИФ. Технологический регламент на проектирование промышленной установки годовой производительностью 1,2 млн.т вскрышных пород выдан в 1991 г.

Уникальным сырьевым источником для добычи золота кучным выщелачиванием являются забалансовые руды месторождения «Мурунтау». Месторождение золотокварцевое, расположено в Кызылкумском промышленном регионе, открыто в 1958 г. и представляет собой крупный по размерам штокверк.

Рудовмещающие породы штокверка представлены песчаниками и алевролитами углистокварцевого состава, переслаивающимися со слюдисто-кварцевыми, кварц-хлоритовыми и углистослюдистыми сланцами. Руды сосредоточены в основном в трех залежах, главный структурный элемент которых - кварцевые жилы, группирующиеся в системы мощностью до 100 м. Рудные залежи по падению прослежены на глубину до 1000 м. Оруденение внутри залежей распределено неравномерно, представлено часто сменяющимися участками кондиционных и некондиционных руд, пустых пород.

В условиях отсутствия естественных границ между рудой и породой, неравномерного распределения рудных тел в горном массиве и золота в рудных телах при реализации открытого способа разработки месторождения образуется значительное количество забалансовых руд. Ориентация на переработку их была принята как перспективное направление в развитии Зарафшанского золотоизвлекательного комплекса. Горная масса с содержанием золота менее 1 г/т относится к породам вскрыши и отдельно не складируется, накапливается в отвалы. Для переработки кучным выщелачиванием забалансовых руд, накопленных на складах карьера «Мурунтау» за 25 лет его существования, было выделено 220 млн.т руды со средним содержанием золота 1,4 г/т.

Накопленная в отвалах карьера «Мурунтау» горная масса является сырьем, принципиально пригодным для промышленной переработки с целью получения золота, хотя Проектами к использованию не предусматривается. Отвалы пород представляют собой типичное техногенное месторождение со значительными запасами золота, которые постоянно пополняются за счет пород внутренней вскрыши.

В отвалах могут быть выделены участки горной массы с содержанием золота 0,5-1,0 г/т и общими запасами 250 млн.т, перерабатывать которую традиционными способами при таком содержании золота в настоящее время экономически невыгодно. Вместе с тем исследованиями установлена экономическая целесообразность переработки пород с содержанием золота 0,53г/т по технологии кучного выщелачивания. Возможность освоения технологии выщелачивания золота из скальной горной массы позволяет рассматривать отвалы карьера «Мурунтау» как сырьевую базу, перспективную для добычи золота. Породу предусматривается подвергать радиометрической сортировке с последующим направлением на кучное выщелачивание обогащенной золотом минерализованной массы.

Проведены экспериментальные исследования, в том числе крупномасштабные (1776 т руды) опыты, по отработке параметров выщелачивания окисленных руд месторождений «Кокпатас» и «Даугызтау» - крупных сырьевых объектов Кызылкумского региона. Из руд забойной крупности (82 % массы представлено классом -50 мм) извлечение составляет 50-55 %. Результаты исследований положены в основу исходных данных для разработки ТЭО освоения месторождения «Даугызтау» (СП «Амаитайтау-Голдфилз»),

В целом месторождения и рудопроявления Кызылкумского региона (в количестве более сотни) характеризуются относительно низким содержанием золота и значительным выходом забалансового сырья в процессе открытой разработки. В таком сырье, являющемся принципиально пригодным для переработки методом кучного выщелачивания, в Кызылкумском регионе содержится около 400 т золота.

Минерально-сырьевая база для добычи благородных металлов кучным выщелачиванием в Кавказском регионе представлена рядом золоторудных и комплексных золотосодержащих месторождений. К таким месторождениям, в частности, относятся: в Грузии - «Маднеульское», в Азербайджане - «Кедабек», на Северном Кавказе - «Радужное».

На Маднеульском ГОКе при проведении вскрышных работ добывается большое количество вторичных золотосодержащих кварцитов. Исследования по установлению возможности извлечения золота различными методами из маднеульских кварцитов проводил Кавказский институт минерального сырья (КИМС) им. А.А. Твалчрелидзе (г. Тбилиси). При оценке применимости метода кучного выщелачивания были получены положительные результаты.

По просьбе КИМСа на предоставленной пробе маднеульских золотосодержащих кварцитов Иргиредметом в 1980 г. проведены исследования процесса выщелачивания благородных металлов. Масса пробы составляла 80 кг. В составе руды по данным пробирного и химического методов анализа содержится, г/т: золота 2,0, серебра 12,1 и в %: серы 0,91 (вся сера присутствует в сульфидной форме), мышьяка 0,05, меди 0,03, цинка 0,02; свинец и сурьма не обнаружены.

Судя по полученным результатам исследований (табл. 2.1), руда может быть переработана по технологии кучного цианистого выщелачивания. За 12 суток из руды крупностью -10 мм извлекается до 70 % золота, из руды крупностью -5 мм -78,8 %. Извлечение серебра составляет 26 и 29 % соответственно и при увеличении продолжительности процесса, очевидно, должно возрасти. Содержание золота в растворах достигает 5, серебра - 8 мг/л; отношение (масс.) суммы благородных к сумме примесных металлов составляет 0,04. Учитывая наличие в растворах значительных количеств примесных элементов, благородные металлы из продуктивных растворов рекомендовано извлекать по угольно-сорбционной технологии.

Иргиредметом выданы исходные данные для составления ТЭО кучного выщелачивания на установке годовой производительностью 100 тыс.т руды крупностью дробления -10 мм. Расчетами, выполненными институтом «ГИНалмаззолото», подтверждена эффективность переработки золотосодержащих кварцитов Mаднеульского ГОКа по технологии кучного выщелачивания.

В 1997 г. по договору между АО «Маднеули» и австралийской компанией «Кропвуд» вблизи маднеульского карьера построено предприятие KB проектной производительностью 2 т золота в год. С мая 1997 г, по июнь 2003 г. на нем переработано 8,2 млн.т золото-серебросодержащих кварцитов и в виде сплава Доре получено 348 тыс, унций золота и 146 тыс, унций серебра.

Институтом ВНИИХТ по заказу артели старателей «Гамаша» в 1990-х гг, проведены лабораторные исследования руды месторождения «Радужное». Месторождение золотокварцевой формации, содержание в руде составляет, г/т: золота 5,6, серебра 200. Извлечение золота - на уровне 85 %. Разработано ТЭО освоения кучного выщелачивания на предприятии с годовой производительностью 100 тыс.т руды, рекомендовано проведение опытно-промышленных работ.

Кедабекское месторождение более 100 лет служило объектом добычи руды для извлечения из нее меди, золота и серебра. Начиная с 1991 г., институтом «ЮЖЦНИГРИ» (г. Баку) ведутся исследования по переоценке Кедабекского рудного поля. Остаточные запасы сырья в недрах с учетом бедных руд с содержанием меди менее 2,5 % составляют более 4 млн.т. Эти руды характеризуются достаточно высоким содержанием золота и серебра. Лежалые хвосты обогащения прошлых лет со средним содержанием золота 2,3 г/т, серебра 27,3 г/т, меди 0,45 % также представляют определенный интерес для вторичной переработки. К дополнительным источникам золота, серебра и меди можно отнести и вторичные кварциты, широко развитые в Кедабекском рудном поле.

По результатам выполненных в 1989-1992 гг. лабораторных исследований и полупромышленных испытаний институтом «ЮЖЦНИГРИ» разработана принципиально новая схема кучного выщелачивания руды месторождения «Кедабек», позволяющая с высокой эффективностью извлекать из нее золото. В 1993-1994 гг. НЛП «ГЕОТЭП» ВНИИХТ по заказу государственной компании «Азергызыл» разработан рабочий проект строительства на месторождении промышленного предприятия по добыче золота из отвальных руд и вторичных кварцитов. Проектная производительность предприятия кучного выщелачивания - 300 тыс.т руды в год.

Таким образом, анализ опыта переработки золотосодержащих руд методом кучного выщелачивания показывает, что:

• между эффективностью выщелачивания золота и вы сотой выщелачиваемого слоя существует вполне определенная функциональная зависимость, что может служить основанием для рационализации технологических параметров этого процесса;

• управление потоками растворов при кучном выщелачивании достигается использованием в работе штабелей (ячеек), которые работают в постоянном режиме, и ячеек, которые подключаются периодически;

• при использовании «жесткой» воды применяется ее химическая обработка с осаждением солей кальция и магния в специальном бассейне, что позволяет уменьшить влияние примесей на процесс выщелачивания;

• концентрация цианистого натрия в рабочих растворах достигает 300 мг/л;

• производительность объектов кучного выщелачивания изменяется от 30 до 1500 тыс.т в год, составляя наиболее часто 200-300 тыс.т;

• выщелачивание цианидами относительно безопасно в отношении окружающей среды и человека, поскольку цианиды в естественных условиях разлагаются под действием породы, солнечной радиации и кислорода воздуха, а в производственных процессах относительно легко нейтрализуются;

• практикуется кучное выщелачивание из руды забойной крупности или раздробленной до класса -10-25 мм;

• содержание золота в руде при кучном выщелачивании изменяется от 0,5 до 6,4 г/т, а наиболее часто составляет 1,2-2,0 г/т;

• извлечение золота при кучном выщелачивании из руд забойной крупности достигает 60-70 %, а измельченной до крупности -10 мм - 90 %;

• практикуется освоение нескольких объектов, расположенных на расстоянии 30-50 км друг от друга, с использованием общего узла регенерации сорбента и получения товарной продукции;

• при наличии в руде значительного количества сопутствующих элементов в качестве сорбента рекомендуется применять активированный уголь.