Подземное выщелачивание золота это

Оптимальные: мощность вскрышных пород от 0 до 120 м, полезного слоя от 2 до 16 м и более.

В комплект поставки включается:
1. технический проект и спецификация оборудования (для возможности замены аналогами производителей других стран на месте работ),

1. технологический регламент производства работ на конкретном месторождении под конкретные горно-геологические свойства вскрышных и вмещающих полезное ископаемое пород) и техническое задание заказчика,
2. комплект оборудования:
   — буровой станок для проходки технологических скважин (самоходный дизельный, также перевозится на прицепе к внедорожнику)

— скважинный добычной комплект ПВ (насосы нагнетательные, откачивающие, шланги, фильтры, АСУ ТП, емкости реагента, емкости готовых растворов, оголовки скважин, обсадные трубы, инструмент)

— паспорта изделий, гарантии на изделие.

Передача технологического обеспечения и оборудования от изготовителя к заказчику осуществляется по договору:

Будущее горнодобычи: Почему подземное выщелачивание руд — это совсем близко? Роберт Баттерхам

— с авансовым платежом 100% по п. 1 и 2. описания выше. В результате Вы приобретаете только присущую Вашему месторождению и принадлежащую только Вам технологическую разработку, подробное описание технологии ведения работ и спецификацию оборудования. Сроки подготовки материала 2.5-2 мес.

Стоимость этого этапа — $47620 CША. Материалы передаем скачиванием из файлообменника или Яндекс-диска по ссылке (текст в Pdf. Word, графический материал и чертежи в Pdf). Возможно выполнение на бумажном или CD носителях (по заказу).
— после того, как у Вас не возникнет вопросов или хотите что-то добавить (видоизменить) по первой части переданного материала мы приступаем к изготовлению оборудования под Ваш заказ. Это происходит c авансовым платежом 60%. Сроки изготовления и комплектации оборудования — 2.5-3,5 мес. Стоимость определяется спецификацией из принятого Вами и утвержденного технического проекта подготовленного по стандарту Таможенного союза на основании Приказа Минприроды РФ от 25.06.2010 N 218 «Об утверждении требований к структуре и оформлению проектной документации на разработку месторождений твердых полезных ископаемых, ликвидацию и консервацию горных выработок и первичную переработку минерального сырья» (Зарегистрировано в Минюсте РФ 10.08.2010 N18104).
— как только оборудование будет готово на заводе, мы сфотографируем его, сделаем по нему видеоприложение и выставим Вам счет на остальные 40% оплаты, после чего мы пригласим Вашего представителя на завод для приемки оборудования, в цеховых условиях он пройдет обучение работе на оборудовании с нашими специалистами.
— мы подпишем Акт приемки-сдачи заказа и передадим его Вам в собственность.

1, 2 – емкости для реагента и растворов, 3 – склад первичного раствора.4 – трубопроводная обвязка технологических скважин, 5 – скважинный оголовок, 6 – насосно-компрессорная группа, 7 – технологическая скважина, 8 – динамический уровень раствора в пласте, 9 – продуктивный пласт, 10 – скважинный фильтр, 11 – закачные скважины, 12 – насос, 13 – откачные скважины

Скважинное подземное выщелачивание. Основы технологии. АО ДАЛУР.

При желании группа проектировщиков (2 чел.) по дополнительному соглашению может консультировать заказчика при монтаже и начале эксплуатации данного вида оборудования на месторождении, наблюдать за правильностью ведения технологии горно-добычных работ, вести авторский надзор за проектным решением.

Стоимость (точная) комплекта оборудования определиться после получения от Вас технического задания и горно-геологических условий скважинной гидродобычи на месторождении с учетом Ваших пожеланий под удобство технологического процесса, доставки и вида передвижения миниоборудования, т.д.

Стоимость поставленного аналога оборудования для ПВ золота на дальневосточном месторождении России по договору №23-17 от 15 апреля 2015 г. под конкретный заказ (для ориентации): $242000 США.

Для российских заказчиков все расчеты производятся в рублях.

Источник: www.liveinternet.ru

Подземное выщелачивание золота

В настоящее время подземное выщелачивание достаточно широко применяется в урановой и медной промышленности. В последние годы во многих странах (Россия. Австралия, Канада, США ЮАР и др.) существенно интенсифицировались работы по опенке возможностей применения данной технологии и к золоторудному сырью. Активное участие в данной проблеме принимает институт «Иргиредмет».

В 1976-1978 г.г. институтом, при участии специалистов ВНИИ-1 и объединения «Северовостокзолото», проведены первые в мировой практике крупномасштабные натурные испытания процесса ПВ золота цианистыми растворами из предварительно оттаянных мерзлых россыпей прииска «Экспериментальный» в Магаданской обл.

В 1986-1988 г.г. специалистами Иргиредмста и Навоинского филиала ТашПИ на руднике «Марджанбулак» в Узбекистане выполнен комплекс работ по организации и проведению опытно-промышленных испытаний технологии ПВ золота из руд хлор-хлоридными растворами (Cl2+NaCl+HCl), с осаждением золота из растворов на угольном ватине.

В силу ряда причин (в основном, организационного характера) упомянутые выше работы не получили дальнейшего промышленного развития. Тем не менее, в ходе их выполнения наработал достаточный опыт в области ПВ золота, свидетельствующий о безусловной перспективности процесса и необходимости продолжения работ в данном направлении.

В период 1999-2000 г.г. в рамках Федеральной целевой программы «Производство золота и серебра» Иргиредметом и Уральской горно-геологической компанией (УГГК, г. Екатеринбург) проведен обстоятельный анализ состояния работ в мире по проблеме ПВ золота и выполнен значительный объем экспериментальных и методологических исследований но теме «Создание и внедрение эффективной экологически чистой технологии и технических средств подземного выщелачивания драгоценных металлов из руд и песков». Итоги данной работы могут быть сформулированы в виде следующих основных положений:

1. Определены типы золоторудных месторождений (включая техногенные), представляющих наибольший интерес для применения технологии ПВ.

2. Разработаны критерии оценки пригодности золотоносности участков для отработки способом ПВ, исходя из следующих основных факторов: географо-экономического положения, геологической позиции оруденения, минерального и петрографического состава руд и пород, гидрогеологических условий месторождения и общей экологической обстановки в регионе.

3. Выданы рекомендации по применению различных систем вскрытия горнорудного массива при организации скважинной технологии ПВ в зависимости от гидрогеологических условий месторождения (водопроницаемость и обводненность руд, наличие водоупоров, положение уровня грунтовых вод и др.);

4. Изучена возможность и определены условия использования в процессе ПВ золота различных растворителей, включая щелочные цианиды, хлор- и бромсодержащие соединения, тиокарбамид, тиосульфата и др.;

5. Осуществлена детальная разработка гидрохлоринационного способа ПВ золота, который рассматривается в качестве первого этапа промышленного освоения технологии ПВ. Определены оптимальные режимы выщелачивания, изучены варианты извлечения золота из растворов, предложена технолого-аппаратурная схема процесса.

Для проведения испытаний создан опытный блок ПВ производительностью по растворам 15-25 м 3 /ч. С учетом гидрогеологических условий участка разработана и реализована инфильтрационно-фильтрационная система скважинной отработки рудного массива с эрлифтиым подъемом продуктивных растворов. Для извлечения золота из растворов принята угольно-сорбционная технология с озолением и плавкой золотосодержащего угольного концентрата на металл Доре.

За 8 месяцев испытаний в непрерывном режиме расход хлора составил 3,5 кг на 1 г извлеченного металла. Учитывая инновационный характер процесса, при проведении испытаний осуществлен комплекс природоохранных мероприятий, обеспечивающих полную безопасность работ по ПВ.

В процессе испытаний апробирован ряд новых технологических разработок и технических решений, позволивших существенно улучшить показатели хлоринационной технологии. Главными из них явились: осуществление операции предварительного «дехлорирования» растворов природными углеродсодержащими восстановителями и последующая адсорбция золота активированным углем, допускающая возможность последующей регенерации угля и его повторного использования в технологическом цикле.

По результатам испытаний сделано заключение об экономической эффективности процесса хлоринационного ПВ для данного объекта. Разработан технологический регламент на проектирование предприятия подземного выщелачивания золота из окисленных руд месторождения по усовершенствованной хлор-хлоридной технологии, при объемах производства золота 250-280 кг ожидаемая себестоимость его составит порядка 4 долл. США за 1 г.

Опыт, полученный в процессе эксплуатации Маминского комплекса ПВ, предполагается использовать при разработке рекомендаций по внедрению технологии ПВ на других предприятиях отрасли.

Иргиредметом разработана программа последующих исследований в области ПВ золота. Программа включает в себя следующие основные направления работ:
— оценку сырьевой базы российской золотодобывающей промышленности на возможность добычи золота методом ПВ;
— дальнейшее усовершенствование технологии хлоринационного ПВ (включая регенерацию растворителя);
— разработку и внедрение альтернативного гидрохлорированию процесса броминационного ПВ, характеризующегося более высокой скоростью растворения металла и другими технологическими преимуществами.

Источник: zolotodb.ru

Способ подземного выщелачивания золота из руд россыпных месторождений

Изобретение относится к способу подземного выщелачивания россыпных месторождений, содержащих преимущественно мелкое золото и отличающихся неоднородным распределением его по мощности песков. Отработку ведут в две стадии: сначала раствором хлористого калия и/или магния, содержащим хлор и имеющим плотность выше плотности пластовой воды, а затем хлорированным оборотным раствором.

Солевой раствор на первой стадии подают в нижний интервал песков. Хлорированный раствор получают в электролизере проточного типа либо насыщением газообразным хлором солевого раствора. Способ позволяет увеличить степень извлечения золота, особенно из обогащенного нижнего интервала песков и кровли плотика, а также из глинистых минералов, сократить продолжительность обработки, уменьшить объем раствора и предотвратить разбухание глинистых минералов. 2 з.п. ф-лы.

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 м 2 количество раствора, потребного для ее солевого заводнения, составит около 24 м 3 . При производительности проточного электролизера 2 м 3 /ч продолжительность заводнения составит 12 ч, а расход хлористого калия при концентрации его в растворе 25 г/л (d = 1,016 г/см 3 при 10 o С) 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/м 2 , а с титан-двуокиснорутениевым анодом 4500-5000 А/м 2 .

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

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 o С) 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.

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.

Источник: findpatent.ru