Продолжение, часть 2.
Фирмой «NBC» (штат Невада, США) с 1987 по 1988 г. успешно эксплуатировалась полупромышленная установка для «распылительного хлорирования» упорных углеродистых и сульфидных золотосодержащих руд. Исходную руду измельчали в горячей воде. Полученную суспензию пропускали через серию из 3-х герметичных реакторов, расположенных каскадом. После вакуумирования реакторов, в них с помощью специального устройства, разработанного фирмой «Оутокумпу инжиниринг» совместно с NBC, инжектировали газообразный хлор. Из последнего реактора каскада суспензию подавали в серию стандартных прямоточных реакторов, а оттуда — в процесс цианистого выщелачивания. Испытания показали, что данная система позволяет резко снизить потери хлора (что доказано и практикой фабрики «Кэрлин») и существенно повысить извлечение золота в гидрометаллургическом цикле.
Горным бюро США проведены сравнительные испытания различных вариантов технологии хлорного окисления углистых золотых руд газообразным хлором в присутствии активированного угля. Данный процесс назван CICL («CARBORI - in Clorine Leaching»). Он сочетает в себе последовательные операции хлорной деактивации природного углерода, хлоринационное выщелачивание золота и сорбцию его из пульпы активированным углем. Таким образом, CICL рассматривается как альтернатива варианту «хлорное окисление + сорбционное цианирование (CIL)». На примере двух проб углеродсодержащих руд установлено, что извлечение золота по методу CICL (90 и 92%) намного превосходит извлечение металла из этих же руд по традиционной технологии цианирования СIL (соответственно 6 и 46%). Однако при этом необходимо иметь ввиду, что вводимый в пульпу хлор, «дезактивируя» углеродсодержащие минералы, может оказывать аналогичное действие и на используемый в процессе активированный уголь, существенно снижая его сорбционную активность по золоту.
В последние годы разработан целый ряд патентов, направленных на усовершенствование технологии и улучшение показателей окисления золотосодержащих золотых руд гидрохлоринационным методом. Показано, что для этой цели могут быть использованы не только газообразный хлор, но также и другие хлорсодержащие окислители, например хлорная известь и стабилизированный раствор диоксида хлора — ClO2.
Как следует из приведенных выше примеров, использование хлора при гидрометаллургической переработке углистых золотых руд (и концентратов), обладающих повышенной сорбционной активностью, возможно в виде двух принципиально различающихся между собой технологических вариантов:
a) окисление природного углерода перед последующим цианированием;
б) окисление углерода с одновременным хлоридным выщелачиванием золота.
Эффективность каждого из этих вариантов во многом зависит от величины дополнительного извлечения золота в гидрометаллургическом цикле (за счет подавления сорбционной активности углистого вещества) и общего расхода хлора на обработку руды. В свою очередь оба этих фактора определяются особенностями химического и минерального состава перерабатываемого сырья, которое отличается большим разнообразием. Поэтому решение о применении способа хлорирования к конкретной руде или концентрату должно базироваться на тщательно проведенных минералогических и технологических исследованиях, а также выполненных на их основе экономических расчетах в составлении с другими альтернативными вариантами.
В частности, применительно к углистым рудам указанный выше вариант «а» должен сопоставляться с технологией «окислительный обжиг — цианирование», который уже достаточно широко используется в промышленной практике.
На той же золотоизвлекательной фабрике «Джеррит Кэньон» с общей производительностью по металлу 10 т в год высокий расход хлора (20 кг на 1 т руды) в цикле переработки углистых золотых руд с повышенным содержанием сульфидов привел к необходимости поиска и других технических решений, включая автоклавные процессы и окислительный обжиг. В конечном итоге, по результатам проведенных исследований, предпочтение отдано обжигу. В связи с этим в 1988 г. на предприятии осуществлено дополнительное (к действующей хлоринационной установке) строительство «фабрики обжига» с производительностью 3200 т руды в сутки, на базе печей кипящего слоя. Предполагается сохранить хлорирование лишь для малосульфидных углистых руд, требующих меньшей степени окисления (и соответственно меньшего расхода хлора), которые по массе составляют почти половину запасов отрабатываемого месторождения. При организации на ЗИФ одновременно двух технологических процессов «хлорирование-цианирование» и «окислительный обжигцианирование» общая производительность гидрометаллургического цикла (угольная сорбция) должна была составить по руде 6400 т в сутки.
Возможности хлоринационной дезактивации природного сорбционноактивного углерода перед цианированием углистых золотосодержащих руд изучались и применительно к условиям кучного выщелачивания (КВ). Так, например, компанией «Independent Mining» (США) осуществлена разработка и проведены полупромышленные испытания (l985–1986 гг.) технологии «Heap Bleaching» (HB, кучное выщелачивание с хлорной известью), имеющей целью улучшить извлечение золота из «смешанных» (полуокисленных) углеродистых руд применительно к условиям работы предприятия «Джеррит Кэньон» /4/.
Крупномасштабные тесты по кучному выщелачиванию руды цианидами проводили после предварительной агломерации ее с Са(OCl)2. Испытаниям подвергали руды при различной величине LR, которая характеризует соотношение цианируемого золота к общему содержанию металла, устанавливаемому методом пробирного анализа. Установлено, что при величине LR=40% хлоринационная подготовка позволяет увеличить извлечение золота при последующем цианировании до 65–70%. Однако данный процесс представляется экономически приемлемым при цене золота не ниже 400 долл. за унцию (13 долл. за 1 г).
Основываясь на результатах производственных испытаний, на руднике построена фабрика по производству Ca(OCl)2, а также соответствующая агломерационная установка. Однако при превалирующей в тот период цене золота менее 350 долл. за унцию данная установка так и не была запущена в эксплуатацию.
В настоящее время отсутствует какая-либо информация о дальнейшей судьбе процесса «Heap Bleaching» на «Джерри Кэньон» в изменившихся экономических условиях при резко возросшей цене на золото (сегодня — более 900 долл. за унцию).
Были проведены исследования по оптимизации процесса «НВ». Эксперименты проводили на углистой кварцевой руде месторождения «Саrlin» (3 г/т Au), содержащей в качестве основных минеральных компонентов доломит, каолинит и пирит.
Навеску руды крупностью минус 12,7 мм помещали в термостатированную колонну высотой 1,8 м и диаметром 10,2 см и в течение 24 ч промывали гипохлоритным раствором при различных температурах. После этого руду отмывали водой от извести и подвергали перколяционному выщелачиванию раствором, содержащим 0,15 г/л NaCN в течение 15 сут. Лучшие результаты достигнуты при температуре гипохлоритного выщелачивания 14°С. Извлечение золота в цианистом цикле в данных условиях составил 81% при расходе Ca(OCl)2 17 кг на 1 т руды. При увеличении температуры расход гипохлорита возрастает из-за химического разложения доломита (CaMg(CO3)2, протекающего с образованием хлоридов кальция и магния.
Важным выводом из наблюдений за процессом «НВ» является возможность перехода золота в растворы на стадии гипохлоритной обработки руды в кучах. Этот вывод хорошо согласуется с приведенными выше примерами использования хлоринационного процесса при обработке углеродсодержащих руд по варианту CICL, а также с результатами промышленных экспериментов по гипохлоритной детоксикации цианида в кучах на руднике «Boddington» в Австралии.
Интересной в этом плане представляется также информация о результатах изучения процесса кучного выщелачивания золота из углеродистых руд гипохлоритом натрия. Данные руды обладают высокой сорбционной активностью, поэтому выщелачивание их цианистыми растворами позволяет извлечь не более 15% цианируемого золота. При обработке руд гипохлоритом натрия в условиях KB достигнуто извлечение золота в растворы от 60% (образец руды с содержанием общего и органического углерода соответственно 4,9 и 2,5%) до 80% (содержание углерода 2,6 и 1,5%). Комбинированным методом «гипохлоритное выщелачивание + цианирование» извлечено 85% металла.
В США (Университет Невады) исследовался процесс перколяционного гипохлоритного выщелачивания золота из окисленных и углеродсодержащих руд (Au от 7,8 до 12,4 г/т). Было изучено влияние температуры, концентрации растворителя и скорости потока растворов на извлечение золота и степень дезактивации углеродистого вещества. Полученные результаты показали возможность достижения при кучном гипохлоритном выщелачивании извлечения золота, сопоставимого с цианидом. Наиболее высокая степень извлечения золота достигнута при концентрации гипохлорита 10 г/л, температуре 10°С и условном отношении Ж:Т=2:1 (скорость потока — 937 л/м2 в сутки).
Как отмечают многие исследователи, существенным моментом является тот факт, что переход золота в хлоридные растворы начинается после окисления всех основных поглотителей гипохлорита, в том числе и углерода. Следовательно, фиксация золота в гипохлоритных растворах может служить индикатором того, что процесс окисления компонентов-примесей гипохлоритом практически завершен.
Отмечено также, что скорость «кучной хлоринации» намного ниже, чем при агитационном выщелачивании, в том числе и по причине более низких температур в кучах.
Указанные моменты представляются важными и для оценки возможностей хлоринационного процесса извлечения золота из руд в условиях подземного выщелачивания (ПВ).
Подземное выщелачивание металлов из руд непосредственно
на месте их залегания (In-Situ Leaching, ISL) в настоящее время рассматривается как весьма перспективное и динамично развивающееся направление в горнодобывающей промышленности.
Сам по себе принцип ПВ в его классическом варианте достаточно прост. Как правило, в рудном теле пробуривают несколько скважин. Выщелачивающий раствор закачивают в одни скважины, из других скважин извлекают продуктивный раствор. Рудное тело не разрабатывают. В результате такого подхода при отработке месторождения подземным выщелачиванием в несколько раз сокращаются сроки пуска предприятия в эксплуатацию, уменьшаются капитальные и эксплуатационные расходы, снижается себестоимость готовой продукции, повышается (в 3–8 раз) производительность труда. Вследствие этого возникает возможность отрабатывать рудные месторождения, разработка которых традиционным способом невыгодна: месторождения (или отдельные участки рудных тел), отличающиеся тяжелыми горно-геологическими или гидрогеологическими условиями залегания; маломощные месторождения; месторождения с низким содержанием металлов в руде; целики, забалансовые руды. С помощью ПВ можно также извлекать остаточный металл из глубоких отвалов, а также из выработок после отработки месторождения традиционными способами (так называемое «забойное выщелачивание»).
Скважинная технология ПВ цветных металлов достаточно хорошо отлажена и апробирована в урановой и медной промышленностях, причем специалисты отмечают, что, например, добыча урана подземным выщелачиванием развивалась с удивительной для истории горного дела быстротой. На некоторых объектах (в частности, на Навоийском горно-металлургическом комбинате в Узбекистане) весь добываемый уран производится исключительно методом ПВ.
В настоящее время в странах СНГ и «дальнего зарубежья» (ЮАР, США, Канада, Австралия) предпринимаются активные попытки перенести опыт урановой промышленности в области скважинного ПВ на золоторудные месторождения. Значительные работы в данном направлении проводятся и в России. Специалистами института «ВНИИпромтехнология» и других научных центров страны разработаны соответствующие методические и практические рекомендации, включающие и экологические аспекты ПВ золота. К настоящему времени сформулированы основные принципы формирования сырьевой базы для данного процесса и выделены категории минерального сырья, удовлетворяющие этим принципам /5–8/.
К сожалению приходится констатировать, что несмотря на более чем 100-летний период изучения проблемы ПВ золота и большой объем накопленных научных, методических и прикладных разработок, данная технология еще не вышла за рамки опытно-промышленных испытаний, большинство которых к тому же завершились нерезультативно.
Причиной такого состояния являются не только специфические особенности золоторудного сырья (низкое содержание металла в руде, разнообразие гранулометрических и морфологических характеристик золота, а также его ассоциаций с рудными и породообразующими минеральными компонентами), но и нерешенность вопроса выбора растворителя для выщелачивания золота в подземных условиях.
В связи с тем, что современная гидрометаллургия золота во всем мире базируется на использовании цианистого процесса, то естественно, что первые испытания процесса ПВ золота были проведены с применением цианидов.
Так, в период 1976–1978 гг. институт «Иргиредмет» совместно с ВНИИ-1 и ПО «Северовостокзолото» впервые в мировой практике выполнил натурные крупномасштабные испытания технологии подземного выщелачивания золота цианистными растворами из многолетнемерзлых россыпей в пойме реки Берелех (прииск «Экспериментальный», Магаданская область)
В 1985 г. в Австралии компанией «ВНР-Utah Mineral International» были проведены исследования и полевые испытания с целью определения возможности извлечения золота подземным цианистым выщелачиванием из глубокозалегающей погребенной россыпи «Rebecca».
Описание методики проведения указанных работ и полученные при этом результаты подробно изложены в отчете Иргиредмета /9/.
Есть информация /10/, что подземное цианистое выщелачивание золота было испытано на руднике «Deep Leeds» (штат Виктория, США). Данный вариант, хотя и показал свою «жизнеспособность», тем не менее, не был реализован в промышленных масштабах в связи с невозможностью получения разрешения от соответствующих инстанций, т.к. рудник расположен ниже уровня грунтовых вод и водоносный слой является главным источником воды для местных сельскохозяйственных общин.
По другой информации рудник «Mountauban», расположенный в 50 милях от Квебек-Сити (пров. Квебек, Канада), в одно время производил 200 унций (5,7 кг) золота в месяц из цианистых растворов, циркулирующих через размещенные под землей (закладка) хвосты обогащения руды и затем перерабатываемых методом угольной адсорбции в колоннах. Это количество металла составляло около 20% общей производительности рудника. При этом ценность получаемого методом ПВ золота существенно превышала затраты на его добычу /10/.
Большинство зарубежных экспертов сходятся во мнении, что технология ПВ золота на основе цианистого растворения в принципе в достаточной степени технически подготовлена к переходу от стадии полевых испытаний к внедрению и промышленному использованию. Однако этому препятствуют экологи и нормативные органы охраны окружающей среды, подверженные боязни цианида (относящегося к категории СДЯВ) и запрещающие его использование в условиях ПВ. К ним присоединяется и общественность, которая энергично протестует против введения цианида под землю.
И хотя, упомянутыми опытно-промышленными испытаниями (рудник «Экспериментальный», россыпь «Rebecca» и др.), а также исследованиями последних лет доказано, что с экологических позиций цианистые растворы в условиях ПВ не более опасны, чем большинство других, особенно кислотных растворителей, применяемых в цветной металлургии, но тем не менее, золотодобывающие компании отказываются от использования ПВ золота с растворителями на цианистой основе, боясь возможных нежелательных последствий, ответственности и судебных исков.
По той же причине ведется поиск альтернативных решений, связанных с использованием в условиях ПВ нецианистых растворителей золота и серебра. Наибольшее внимание в этом плане привлечено к растворителям на галогенной основе и прежде всего — к кислым хлорхлоридным растворам.
ЛИТЕРАТУРА
1. Heap Bleaching/Innovations in Gold and Silver Recovery, Phase IV - USA: Randol Int. Ltd, 1992. - Vol. 8-P.4571–4572.
2. Chamberlin P.D.Status of heap, dump and in-Situ Leaching оf Gold and Silver/Gold Forum of Technology аnd Practices//World Gold.-89.- Littleton, Colorado.-1989. - P. 225-232.
3. Хабиров В.В., Забельский В.К., Воробьев А.Е. Прогрессивные технологии добычи и переработки золотосодержащего сырья.-М.: Недра, 1994. -272 с.
4. Мосинец В.Н. Перспективы подземного и кучного выщелачивания золота из гидротермальных и россыпных месторождений//Горный журнал.-1996.-11-2 .-С.108–111.
5. Подземное выщелачивание золота (состояние проблемы)/ А.Ф.Панченко, В.В.Лодейщиков, О.Д.Хмельницкая, Т.Э.Видусов//Добыча и переработка золото- и алмазосодержащего сырья: Сб.науч.тр., посв. 130-летию института «Иргиредмет».-Иркутск:Иргиредмет, 2001.-С.232-248.
6. Создание и внедрение эффективной экологически чистой технологии и технических средств подземного выщелачивания (ПВ) драгоценных металлов из руд и песков: Информационный отчет.-Том I. Анализ литературных данных по применению растворителей для ПВ, сорбентов и элюентов для десорбции золота и серебра с углей и ионообменных смол/Иргиредмет; Руководители А.Ф Панченко, В.В.Лодейщиков. - Иркутск, 1999. - 131 с.
7. In-Situ Leaching (ICL)/Innovations in Gold and Silver Recovery. Phase IV.-USA: Randol Int. Ltd. 1992. –Vol.3.-P. 1329-1336.
Комплекс статей
Гидрохлорирование золотосодержащих руд, история проблемы, часть 1
Гидрохлорирование золотосодержащих руд, часть 2
Гидрохлорирование золотосодержащих руд, опыт применения, часть 3
Гидрохлорирование цветных и благородных металлов, часть 4
-0+0
