Основные проектные решения по кучному выщелачиванию золота из многоярусного штабеля

Сырьевой базой предприятия кучного выщелачивания являются склады забалансовой руды карьера Mypунтау.

Строительство перерабатывающего завода началось в октябре 1993 г. и закончилось в апреле 1995 г., а первое золото было выплавлено в мае 1995 года. За это время было выполнено: земляных работ в объеме 2 200 000 м3; уложено 15 300 м3 бетона, 750 000 м2; проведено 88 000 м трубопроводов и 121 000 м кабельных линий энергоснабжения; смонтировано 6 880 т металлоконструкций и 511 единиц механического оборудования; принято 41 000 т различных грузов. Средние трудозатраты на строительно-монтажные и пуско-наладочные работы составили 70 человеко/часов на 1 т принятого груза. Потери рабочего времени из-за несчастных случаев составили 0,51 человеко/час на 200 000 человеко/часов трудозатрат (4,5 человеко/час на 200 000 человеко-часов по стандарту безопасности США).

В целях сокращения сроков погашения кредитов на первом этапе существования совместного предприятия (~5 лет) переработке подлежит забалансовая руда (60 млн.т) с повышенным (1.6 г/т) содержанием золота при коэффициенте извлечения 65 %, а на втором (-10 лет) - забалансовая руда (160 млн. т) с содержанием 1.1 г/т при коэффициенте извлечения 50 %. Проектная производительность завода по руде составляет 13.8 млн. т/год.

Размещение объектов кучного выщелачивания представлено на рис. 2.1.

Проведенными исследованиями установлено, что для достижения высоких показателей извлечения золота забалансовая руда карьера Мурунтау должна быть измельчена до класса -3,25 мм (90%). Такое измельчение руды для кучного выщелачивания на практике применяется относительно редко, поскольку наличие в рудной массе мелкой фракции ухудшает ее фильтрационные свойства, ограничивая тем самым высоту штабеля.

Полученные взаимосвязи степени извлечения золота с крупностью дробления руды были использованы в технико-экономических расчетах для обоснования экономически целесообразной степени извлечения золота (65% при содержании 1,6 г/т и 50 % при содержании 1,09 г/т), высоты яруса выщелачиваемой руды (10 м) и плотности орошения штабеля раствором реагента (10 л/м2 в час). Результаты исследований были приняты в качестве исходных данных для проектирования предприятия кучного выщелачивания золота.

Наличие в складах различных по технологическим свойствам типов руды с индивидуальными характеристиками по рациональной степени дробления, агломерации и кинетики требуют для получения проектной степени извлечения индивидуального подхода. Этот подход реализуется через разработку склада наклонными слоями высотой от 20 до 60 м (рис2.2) и применение эффективной технологической схемы с высокой степенью усреднения содержания по пути движения рудной массы к рудному штабелю (рис. 2.3).

Формирование рудного потока по индивидуальным технологическим свойствам позволяет:

- подобрать эффективный режим дробления и оптимальные гранулометрические характеристики;

- установить и применять оптимальные параметры агломерации для каждого типа руд;

- достичь максимальной скорости извлечения золота путем применения соответствующего регламента орошения штабеля;

- снизить расход реагентов за счет максимального использования потенциальных возможностей выщелачивающего раствора;

- прогнозировать с большой вероятностью выпуск золота.

Площадка для размещения штабеля выщелачиваемой руды (подушка выщелачивания) имеет расчетную вместимость 220 млн.т при проектной высоте штабеля 80 м (рис. 2.4). В соответствии с первоначальным проектом подушка выщелачивания формировалась в 4 этапа размером по 950x595 м каждая. Общий размер подушки выщелачивания - 950x2225 м. Однако технические сложности привели к тому, что высота штабеля была понижена на 20 м при соответствующем увеличении размеров в плане. Кроме того, организационные изменения обусловили увеличение продолжительности работы предприятия кучного выщелачивания до 2020 г. с расширением сырьевой базы на - 100 млн.т, что требует увеличения вместимости штабеля с рассмотрением различных вариантов расширения подушки выщелачивания. Ситуация осложняется тем, что штабель находится в окружении промышленных объектов основного производства (отвалы, пульпопроводы, х/хранилище, ЛЭП, склад BB и т.п.).

Технология формирования штабеля для выщелачивания руды заключается в следующем (см. рис. 2.4, 2.5).

На предварительно подготовленное грунтовое основание укладывается слой глины толщиной 300 мм. Глина уплотняется до достижения необходимой непроницаемости слоя. На поверхность равномерно уложенного слоя глины расстилается полиэтиленовая пленка высокой плотности.

Для предохранения от механических повреждений пленка покрывается слоем мелкодробленой руды слоем в несколько десятков сантиметров. Этот слой является основанием для укладки перфорированных дренажных труб диаметром 100 мм. Концы этих труб стыкуются с основным дренажным коллектором диаметром 450 мм, проходящим вдоль всего основания штабеля.

Последним верхним слоем основания штабеля является слой из хорошо сортированной породы крупностью не более 50 мм. Этот слой является дренажным покрытием и защищает всю дренажную систему от динамического воздействия работающих механизмов при формировании штабеля. Мощность этого слоя достигает 600 мм, что позволяет распределить нагрузку от конвейеров-перегружателей и отвалообразователя, предотвратив повреждение дренажных труб при отсыпке первого яруса.

Соблюдение регламента формирования подушки выщелачивания (основания штабеля) является непременным условием применения высокого штабеля, так как уложенная руда остается на месте на весь период существования предприятия.

Укладка руды на подушку выщелачивания производится ярусами с использованием модульных конвейерных систем (длина модуля 30 м) и отвалообразователя. Ширина полосы - 85 м, высота свеженасыпанного яруса - 10,5-11,0 м. Часть полосы размером 85x100 м называется ячейкой. В каждую ячейку укладывается -147 тыс.т руды.

По мере формирования яруса на его поверхность укладываются распределительные трубопроводы для подачи выщелачивающего раствора. Каждая ячейка оборудуется регулирующей задвижкой и расходомером. От 6 до 10 ячеек, в зависимости от высоты штабеля, образуют так называемую панель. Магистральный трубопровод диаметром 250 мм распределяет раствор на поперечную пластиковую трубу диаметром 150 мм, от которой в обе стороны расходятся эмиттерные трубки. Капилляры распределены по сетке 0,8x0,8м, т.е. из одной точки орошается 0,64 м2 поверхности штабеля (рис. 2.6).

Дренажный слой рудного штабеля устроен так, что продуктивный раствор собирается в дренажные трубы индивидуально для каждой панели. На выходе каждая дренажная труба снабжена расходомером, поэтому имеется возможность определять фактический расход рабочего раствора, выход продуктивного раствора, содержание золота, концентрацию NaCN, pH раствора и другие параметры по каждой панели.

Пример контролируемых параметров ячейки приведен на рис. 2.7.

После отсыпки очередного яруса руды система конвейеров и отвалообразователь перемещаются для укладки следующего яруса. Проектом предусмотрена отсыпка восьми ярусов с общей высотой штабеля 80 м.

Технологическая схема процессов горно-перерабатывающего комплекса с кучным выщелачиванием золота приведена на рис. 2.8, а производственные операции осуществляются следующим образом.

Три бульдозера D10L подают руду в зону работы трех фронтальных погрузчиков D992 (вместимость ковша 10.8 м3), которыми она доставляется в приемный бункер щековой дробилки «Нордберг 1560», установленной на самоходном шасси «Локотрэк» (рис.2.9), где она измельчается до крупности -150 мм. Вибрационный колосниковый грохот, размещенный перед дробилкой, направляет рудную массу кондиционного размера непосредственно на конвейер. Наличие самоходного шасси позволяет размещать дробилку в непосредственной близости от забоя, что повышает эффективность работы оборудования.

После первой стадии дробления рудная масса системой конвейеров подается в буферный склад (рис. 2.10), из которого она направляется сначала в дробилку второй стадии (стандартная конусная дробилка «Нордберг MP-1000»), а затем в дробилки третьей стадии (две короткоконусные дробилки «Нордберг MP-1000»). стадии, где она последовательно измельчается до класса -13 мм. Дробилки работают в открытом цикле, а перед ними установлены грохоты типа «банан» фирмы «Нордберг» для предварительного удаления мелкого материала. Грохоты этого типа характеризуются высокой эффективностью работы при изменяющихся нагрузках. Наличие буферного склада (вместимость 41 000 т) между первой и второй стадиями дробления сводит к минимуму простои добычного и перерабатывающего оборудования.

Четвертая стадия дробления включает 16 дробилок роторного типа с вертикальным валом, работающих в замкнутом цикле с 14 грохотами типа «банан» фирмы «Нордберг». Здесь руда измельчается до крупности кл - 3.25 мм (94%), соответствующей экономически оптимальному значению для достижения максимального извлечения золота в процессе выщелачивания.

Руду, прошедшую четвертую стадию измельчения, системой конвейеров подают на участок выщелачивания, где она при помощи системы из тридцати самоходных конвейеров (рис. 2.11) и одного отвалообразователя - штабелера (стакера) заходками шириной 80 м и высотой 10 м укладывается на подушку выщелачивания.

После отсыпки очередного слоя руды система конвейеров и стакер перемещаются для укладки следующего слоя. Проектная высота кучи составляет 80 м (8 слоев высотой по 10 м каждый).

На конвейере, соединяющем четвертую стадию дробления с участком выщелачивания, к измельченной руде добавляют цемент, известь и воду. Цемент связывает мелкие частицы, уменьшает пылевыделение и повышает скорость фильтрации выщелачивающего раствора через руду, одновременно увеличивая устойчивость кучи. Известь используется для регулирования pH раствора, поскольку цианистый натрий разрушается в кислотной среде.

Выщелачивающий раствор через систему трубопроводов и капельные эмиттеры с расходом 7 л/м2 в час подается на верхнюю площадку слоя рудного материала. Применение капельного орошения снижает потери воды на испарение и обеспечивает его равномерное распределение по всей поверхности кучи. Раствор просачивается вниз сквозь кучу, растворяя содержащееся в руде золото, и через сеть дренажных труб, проложенных под кучей, по двум каналам самотеком направляется в сборные резервуары. Из сборных резервуаров раствор возвращается на выщелачивание до тех пор, пока концентрация золота не достигнет уровня, достаточного для его эффективного извлечения.

Насыщенный раствор пропускается через фильтрующие элементы для удаления взвесей, а затем подвергается вакуумной деаэрации в двух башнях для удаления кислорода. После этого к раствору добавляется цинковая пыль и азотнокислый свинец (нитрат свинца), в результате чего золото и другие металлы, соединяясь с цинком, осаждаются. Образовавшийся осадок собирается в четырех фильтрпрессах, а отработанный раствор возвращается в процесс кучного выщелачивания и цикл повторяется.

Полученный осадок прокаливается в двух печах при температуре 650°С для окисления основных металлов. Прокаленный осадок смешивается с флюсом (смесь буры, селитры и кремнезема), а затем плавится в дуговой плавильной печи.

Во время плавки окисленные металлы переходят в шлак, а частицы золота соединяются друг с другом и оседают под действием силы тяжести, собираясь в нижней части плавильного тигля. По окончании плавки из тигля сначала выливают шлак, а затем - золото.

Применение технологии кучного выщелачивания из многоярусного штабеля направлено на сокращение затрат на сооружение штабеля. Такой подход к повышению эффективности кучного выщелачивания имеет ряд экономических и технологических преимуществ перед одноярусным штабелем. При этом изменяется сама концепция выщелачивания. Сущность подхода заключается в том, что выщелачивание золота из руды до требуемой степени извлечения осуществляется этапами. На первом этапе достигается тот уровень извлечения, которому соответствует минимально допустимая концентрация золота в продуктивном растворе. Такой уровень извлечения равен 80-85 % от расчетного количества извлекаемого золота. Затем орошение этого участка штабеля прекращается, на нем формируется второй ярус, а оставшееся золото из первого яруса доизвлекается одновременно с извлечением золота из нового яруса. При этом достигается повышение полезной работы раствора, так как при его фильтрации через руду увеличивается количество золота, последовательно переходящего в раствор из нескольких ярусов.

Многоярусное формирование штабеля позволяет применять гибкую систему управления содержанием золота в продуктивном растворе, а также прогнозировать выпуск готовой продукции.

Недостатком технологии многоярусного выщелачивания является повышенный риск потери части извлекаемого золота из-за ухудшения фильтрационных свойств руды в штабеле, а также снижение интенсивности выхода золота с увеличением высоты штабеля Существует также потенциальная опасность перенасыщения раствором верхних ярусов из-за излишнего уплотнения нижних слоев руды, что может привести к потере устойчивости штабеля в целом. К недостаткам также можно отнести повышенное количество золотосодержащего раствора внутри многоярусного штабеля руды, что увеличивает количество золота в незавершенном производстве и сказывается на себестоимости продукции. Эти недостатки могут быть в значительной мере устранены путем правильного подбора режима агломерации рудной массы с целью обеспечения требуемых фильтрационных свойств и параметров устойчивости сформированного многоярусного массива. Существенную роль в этом случае играет также постоянный мониторинг изменения фильтрационных свойств рудного штабеля.

Проектом не предусмотрено получение конечного извлечения золота через 90 дней. На практике средний цикл выщелачивания находится на уровне 220-250 дней. В связи с этим не удалось достичь проектных показателей по содержанию золота в продуктивных растворах. При содержании золота в исходной руде 1,6 г/т фактическое содержание в продуктивных растворах колеблется в пределах 1,3-1,6 г/т при проектном значении 2,2 г/т. Это повлекло за собой дополнительные капитальные вложения на увеличение мощности перерабатывающего завода и насосного хозяйства с увеличение подачи рабочего раствора в штабель более чем в 3 раза.

Таким образом, анализ проектных показателей и перспектив развития кучного выщелачивания показывает, что к настоящему времени проектные показатели по извлечению золота не достигнуты. Фильтрационные свойства и устойчивость рудной массы укладываемой в штабель не соответствуют в полной мере параметрам, заложенным в проекте, который предусматривает отсыпку восьми ярусов с общей высотой штабеля в 80 метров. Отдельные рудные зоны в штабеле имеют различное извлечение золота при одинаковых технологических параметрах выщелачивания. Цикл выщелачивания отличается от проектного значения в ~2,5 раза, что приводит к увеличенному расходу рабочих растворов и росту материальных затрат. He выдерживается проектное содержание золота в продуктивном растворе, что требует дополнительные мощности и средства по переработке обедненного раствора.

Решение о дополнительной переработке методом кучного выщелачивания - 100 млн.т руды потребовало расширения размеров подушки выщелачивания на - 1200 тыс.м2, что является сложной задачей, поскольку возможности прилегающей к существующему штабелю территории ограничены.