способ подземного выщелачивания золота из руд россыпных месторождений

Формула изобретения

1. Способ подземного выщелачивания золота из руд россыпных месторождений с использованием хлора, включающий бурение закачных и откачных скважин, подачу выщелачивающего раствора в пласт, откачку и переработку продуктивного раствора известными способами, отличающийся тем, что выщелачивание ведут в две стадии: сначала путем подачи хлорированного раствора хлористого калия и/или магния с плотностью, превышающей плотность пластовой воды, причем нагнетание солевого раствора осуществляют в нижний интервал песков, а затем хлорированным оборотным раствором всей мощности продуктивного горизонта.

2. Способ по п. 1, отличающийся тем, что в качестве солевого раствора используют электролит от производства хлора.

3. Способ по п.1, отличающийся тем, что соотношение концентраций суммы солей калия и магния к соли натрия поддерживают не менее 2 : 1.

Описание изобретения к патенту

Изобретение относится к гидрометаллургии и технологии добычи золота из руд на месте их залегания.

Оно может быть использовано горнодобывающими предприятиями для отработки россыпных месторождений, характеризующихся большой удельной долей мелкого и тонкодисперсного золота. Предлагаемый нецианидный способ наиболее эффективен для выщелачивания песков относительно большой мощности (> 2 м), отличающихся неравномерностью распределения золота по мощности и характеризующихся наличием слабопроницаемых глинистых включений, пропластков или глинистых плотиков. В сочетании со способом по патенту РФ N 2098619, 1997 он является экологически чистым.

В настоящее время отработка россыпных месторождений ведется исключительно традиционным гидромеханизированным способом с гравитационным отделением концентрата. Этот способ связан с механическим перемещением и переработкой большого объема горнорудной массы, в результате чего образуются отвалы, которые подлежат рекультивации. Кроме того, увеличивается уровень загрязнения шлаками поверхностных вод и теряется значительная доля мелкого и тонкодисперсного золота.

Например, по горно-геологической характеристике россыпей Читинской области доля неизвлекаемого мелкого золота (фракции -0,25 мм) превышает 40%, степень отработки отдельных россыпей от суммарных запасов в песках не превышает 48%, а проектное разубоживание песков достигает 30%. Затраты, связанные с охраной окружающей среды и компенсацией экологического ущерба, достигают 25-30% общей суммы затрат на добычу золота (Горный журнал, N 8, 1997, с. 33). Способ подземного выщелачивания россыпных месторождений не практикуется.

Известен цианидный способ подземного выщелачивания мерзлых золотоносных россыпей, который был опробован в натурных условиях (Минеев Г.Г. и др. Возможности добычи золота подземным выщелачиванием россыпей. - Новосибирск: Наука, 1979, аналог).

При осуществлении его возникают проблемы, связанные с низкой эффективностью выщелачивания из-за недостатка окислителя и сложности его подачи в пласт, разбуханием глинистых минералов, особенно группы монтмориллонита, в щелочной среде, безопасностью обслуживающего персонала, а также непредсказуемыми экологическими последствиями.

Известен способ предотвращения разбухания глинистых минералов при подземном выщелачивании урана, состоящий в том, что перед закачкой карбонатного выщелачивающего раствора в рудовмещающий пласт последний предварительно обрабатывают раствором хлористого калия (патент США N 4340253, 1982 - аналог).

Известен экологически чистый двухстадийный способ подземного выщелачивания золота и серебра, включающий последовательное извлечение сначала золота водным раствором хлора, а затем серебра раствором тиосульфата натрия (патент РФ 2074958, 1994, прототип). Способ рекомендован для выщелачивания окисленных руд кор выветривания, характеризующихся относительно равномерным распределением полезных компонентов по мощности рудовмещающего пласта. Он успешно практикуется горнодобывающим предприятием на Гагарском месторождении с 1994 г.

Россыпные месторождения во многих отношениях отличаются от кор выветривания. Они характеризуются наличием нижнего водоупора (плотика), иногда глинистого, глинистых пропластков и линз, а, главное, контрастностью распределения золота по мощности. Наибольшее обогащение, а также увеличение крупности частиц золота наблюдается в нижнем интервале песков, на контакте песков и плотика (на "спае") и в кровле самого плотика.

Эти характерные горно-геологические и текстурные особенности россыпей осложняют отработку их способом подземного выщелачивания из-за возможного недоизвлечения золота из обогащенных интервалов песков и плотика, а также разбухания глинистых пропластков и поверхности плотика под воздействием солевого выщелачивающего и оборотного раствора, особенно содержащего ионы натрия.

Целью изобретения является обеспечение эффективного выщелачивания наиболее богатых интервалов залежи, сокращение продолжительности отработки, уменьшение объема раствора и предотвращение разбухания глинистых минералов.

Это достигается тем, что отработку россыпи осуществляют в две стадии: на первой в пласт подают хлорированный раствор хлористого калия и/или магния, имеющий плотность выше плотности пластовых вод, причем раствор нагнетают в нижний интервал песков, а на второй ведут выщелачивание хлорированным оборотным раствором всей мощности продуктивного горизонта.

Сущность способа состоит в том, что отработку залежи начинают с нижнего интервала песков и кровли плотика за счет искусственно создаваемого расслаивания солевого раствора и пластовой воды. Это расслаивание выражается тем резче, чем выше концентрация соли в нагнетаемом растворе. Кроме того, благодаря повышенной концентрации хлорид-иона и гипохлорита в этом интервале создаются наиболее благоприятные условия для окисления, комплексования и перехода золота в раствор. После прекращения подачи солевого раствора и начала стадии отработки всего продуктивного горизонта происходит уменьшение концентрации оборотного раствора вследствие разбавления.

Новизна способа состоит в одновременном использовании трех кинетических факторов: обеспечения контакта выщелачивающего раствора с наиболее обогащенным интервалом россыпи при повышенной концентрации окислителя и комплексообразователя, а также улучшения взаимодействия растворителя с частицами золота, приуроченного к глинистому материалу, путем предотвращения его разбухания.

Полезность способа определяется отсутствием механического перемещения горнорудной массы, созданием условий для эффективного растворения частиц различной крупности при неоднородности их распределения по мощности и повышением степени извлечения золота от суммарных запасов.

Практическое осуществление способа возможно во всех регионах, включая отдаленные и зоны многолетней мерзлоты. Основной реагент - хлор может транспортироваться к промышленной залежи в сжиженном состоянии в баллонах, бочках или получаться на месте путем электролиза. В условиях отдаленности золотодобывающего предприятия от транспортных путей целесообразно использовать автономные передвижные электролизные установки модульного типа. В этом случае потребляемыми реагентами будут хлориды калия, магния и натрия. Для этой цели могут быть рассмотрены все способы получения хлора, включая диафрагменный, с ртутным катодом или в проточных электролизерах с титан-платиновым, титан-двуокиснорутениевым или титан-двуокисномарганцевым анодами. Наиболее экономичны электролизеры с титан-двуокисномарганцевым анодом. Способ электролиза с ртутным катодом менее предпочтителен по экологическим соображениям, но преимущества его могут проявиться в конкретных условиях.

Пример. Рудная залежь разбуривается скважинами по линейной, квадратной, гексагональной или др. схемам. Скважины обсаживаются эксплуатационными колоннами из полиэтиленовых труб типа ПНП и оборудуются фильтрами. Закачные скважины на первой стадии дополнительно оборудуются внутренней трубой или полиэтиленовым шлангом на всю длину до забоя. Откачные скважины оборудуются эрлифтом. Затрубное пространство скважин выше фильтра цементируется.

Перерабатывающий комплекс включает щелочной поглотитель хлоргаза, песколовку, песчано-гравийный фильтр, шламонакопитель, цементатор, угольную сорбционную колонну, приемник насыщенного угля, солерастворитель, электролизер, проточный электролизер типа КВУ-2 или УВ-0,5М и выпрямитель тока.

При мощности песков порядка 2 м и выше расчет расхода солевого раствора, подаваемого на первой стадии, производится для интервала порядка 0,2-0,3 м.

Таким образом при площади элементарной ячейки 400 м² количество раствора, потребного для ее солевого заводнения, составит около 24 м³. При производительности проточного электролизера 2 м³/ч продолжительность заводнения составит 12 ч, а расход хлористого калия при концентрации его в растворе 25 г/л (d = 1,016 г/см³ при 10^oС) составит 0,6 т.

В практике приготовления солевого раствора, содержащего хлор, в проточном электролизере концентрация хлоридного электролита может изменяться в пределах 25-100 г/л, т. е. допустимо четырехкратное разбавление при работе с максимальной концентрацией.

Для электролизеров с титан-двуокисномарганцевым анодом плотность тока составляет 1800-2000 А/м², а с титан-двуокиснорутениевым анодом 4500-5000 А/м².

При этом выход хлора по току достигает 85-88%, концентрация его в растворе 3 г/л, а температура электролита 40-50^oС.

На первой стадии отработки солевой раствор подают на забой закачных скважин и откачивают из откачных с тем же расходом. Затем его доукрепляют хлористым калием в солерастворителе и вновь подают в проточный электролизер. Повышенная температура электролита (40-50^oС) способствует увеличению скорости растворения золота. Окончание первой стадии фиксируют по проскоку активного хлора и получению продуктивного раствора с концентрацией золота 0,5 мг/л. После этого дебит откачных скважин увеличивают. Концентрация хлорида в оборотном растворе при этом уменьшается пропорционально дебиту.

На стадии отработки проточный электролизер отключают и хлорирование оборотного раствора осуществляют сырым хлоргазом из электролизера с твердым катодом или сжиженным привозным газом.

Режим хлорирования регулируют по величине окислительно-восстановительного потенциала.

Переработку продуктивного раствора осуществляют двумя способами в зависимости от концентрации золота в растворе: цементацией на цинковом порошке или сорбцией на угле.

Предлагаемый способ на примере россыпных месторождений Читинской области позволит на 50-80% увеличить степень извлечения золота по сравнению с гидромеханическим способом за счет дополнительного растворения мелкого золота, в том числе из наиболее обогащенного интервала продуктивного горизонта.