СПОСОБ КЮВЕТНО-СКВАЖИННОГО ВЫЩЕЛАЧИВАНИЯ МЕТАЛЛОВ
METHOD OF BATH-WELL LEACHING OF METALS

Техническое решение относится к горнорудной промышленности, а именно к обогащению полезных ископаемых физико-химическими методами, и может быть использовано при переработке упорного рудного минерального сырья и техногенных отходов.
Известен способ скважинного выщелачивания металлов из окисленных руд, включающий последовательную закачку растворов реагентов в пласт через систему закачных скважин и откачку продуктивных растворов через систему откачных скважин с последующей переработкой продуктивного раствора и дезактивации полигона путем закачки раствора тиосульфата натрия до получения откачного раствора, имеющего рН пластовых вод рудовмещающего горизонта (см. патент РФ №2074958, МПК E21B 43/28, опуб. 10.03.1997).
К недостаткам известного способа относятся: низкая интенсивность и степень выщелачивания, обусловленные слабой проработкой растворами верхней части рудной залежи или насыпи из минерального сырья.
Известен способ кюветно-кучного выщелачивания металлов из упорных руд (см. патент РФ №2350665, МПК C22B 3/18, опуб. 27.03.2009), включающий обработку минеральной массы раствором выщелачивающего реагента в кюветах, отделение после выщелачивания основной части металлов песковой фракции, формирование из нее насыпных или намывных образований, кучное выщелачивание и выделение металла из продуктивного раствора.
К недостаткам указанного способа следует отнести относительно высокие эксплуатационные затраты, обусловленные перемещением всех объемов выщелачиваемой минеральной массы от места залегания или складирования.
Техническим результатом предлагаемого способа является повышение эффективности извлечения металлов за счет кюветного способа выщелачивания из верхних слоев минеральной массы и скважинного выщелачивания из основной части объекта.
Поставленная задача достигается тем, что способ кюветно-скважинного выщелачивания металлов из руд, специальных отвалов и лежалых хвостов обогащения, включающий обработку минеральной массы раствором выщелачивающего реагента в кюветах и выделение металла из продуктивного раствора, отличается тем, что кюветы формируют по выщелачиваемой массе, в днище кювет сооружают систему закачных и откачных скважин, расположенных выше уровня днища кюветы и глубиной не менее нижней отметки выщелачиваемого слоя минеральной массы, производят заполнение кювет агломерированной минеральной массой или пульпой, приготовленной из ранее извлеченного материала, осуществляют обработку минеральной массы в кюветах раствором выщелачивающего реагента и выделение металла из продуктивного раствора, затем полученный после выделения металла оборотный раствор доукрепляют или заменяют на раствор другого состава и подают в систему закачных скважин для выщелачивания нижних слоев материала, затем откачивают рабочий раствор с выщелоченным металлом через систему откачных скважин и производят выделение из него металла, при этом для выщелачивания нижних слоев материала используют растворы экологически безопасных реагентов, например хлоридов или тиосульфатов.
По сравнению с существующим способом, предлагаемый, за счет комбинирования кюветного способа выщелачивания из верхних слоев минеральной массы и скважинного выщелачивания из основной части объекта, позволяет повысить полноту извлечения металлов посредством раздельной обработки выщелачивающим раствором слабо фильтрующей тонкофракционной минеральной массы верхней части материала, обеспечением ее полноценного контакта с раствором в процессе агломерации, при формировании и перемешивании полученной из нее пульпы и хорошо фильтрующей относительно крупнофракционной части минеральной массы раствором реагента, подаваемым через скважины, а также снизить затраты на извлечение металла за счет уменьшения длины откачных и закачных скважин.
Способ реализуют следующим образом. Предварительно проходят кюветы по минеральной массе с временным складированием извлеченной части с ее возможной агломерацией. Из днищ кювет бурят скважины на глубину выщелачиваемого слоя и производят их обсадку с выводом верхней части труб выше уровня устья, осуществляют оборудование их фильтрами и аэролифтами (эрлифтами). Верхние части обсадных труб соединяют горизонтально расположенными трубами или шлангами. При этом отдельно соединяют закачные и откачные скважины. Днища и борта траншей уплотняют и покрывают плотными водонепроницаемыми пленками. Места контакта пленки с трубами закрепляют уплотнителями. Далее минеральную массу, извлеченную из траншей, подают в смеситель, где готовят пульпу и затем вместе с выщелачивающим реагентом подают в кюветы или, если минеральная масса подвергалась агломерации, ее засыпают в кюветы и заливают выщелачивающим раствором. После выщелачивания металлов из минеральной массы, размещенной в кюветах, раствор направляют на сорбционные или экстракционные колонны, где осуществляют извлечение выщелоченных металлов. Полученный, после выделения из продуктивного раствора металла, оборотный раствор доукрепляют или заменяют на раствор с другим комплексообразователем и подают в закачные скважины, чем производят выщелачивание металлов из основной части рудного тела или техногенного минерального образования. Далее производят подъем рабочих растворов с выщелоченным металлом через откачные скважины аэролифтами (эрлифтами) и перекачку их в отстойники или механические фильтры и далее на сорбционные (или экстракционные) колонны, где извлекают металлы.
Пример.
Дарасунское хвостохранилище со средним содержанием золота в минеральной массе 0.87 г/т. Мощность слоя (глубина залегания до почвы) высохшей минеральной массы составляет от 5 до 8 метров. Подстилающий почвенный слой является водоупором. Верхняя часть отложений до глубины 1.5-2 м представлена тонкофракционным (30-70 мкм) материалом. Коэффициент фильтрации для этого материала не превышает 0.1 м/сут, поэтому выщелачивание золота, преимущественно дисперсного, из него может быть эффективно осуществлено только после агломерации с добавлением раствора цианида натрия концентрацией 2 г/л, цемента и окиси кальция. Ниже этих отметок размер минеральных частиц составляет 50 мкм - 500 мкм. Коэффициент фильтрации для этого материала составляет порядка 0.2-0.5 м/сут, что близко к оптимальным значениям для ПВ. Поэтому выщелачивание золота из нижнего слоя целесообразней осуществлять скважинным способом хлоридно-пероксидными комплексами. Для осуществления способа проходят кюветы глубиной 1.5-2 м, длиной 30 м, шириной 5 м по золотосодержащей минеральной массе с временным складированием извлеченной части с ее возможной агломерацией упомянутой выше смесью. Из днищ кювет бурят скважины диаметром 100 мм на глубину выщелачиваемого слоя - до 8 м, производят их обсадку пластиковыми трубами с выводом их верхней части выше уровня устья скважин на 2 м, оборудование их щелевыми фильтрами, гравийной засыпкой и аэролифтами (эрлифтами). Верхняя часть щелей в будущих закачных скважинах оставляется выступающей относительно дна траншеи для последующего барботажа раствора при кюветном выщелачивании. Верхние части обсадных труб соединяют горизонтально расположенными пластиковыми шлангами. При этом отдельно соединяют закачные и откачные скважины. Днища и борта траншей уплотняют и покрывают плотными водонепроницаемыми пленками. Места контакта пленки с трубами закрепляют специальными пенообразующими уплотнителями. Минеральную массу, извлеченную из траншей, смешивают с цементом, окисью кальция и засыпают во вращающийся барабан, где подачей 0.2%-го раствора цианида, приготовленного на базе первичного раствора соды или щелочи, прошедшего фотоэлектрохимическую обработку, готовят смесь, из которой путем агломерации получают окатыши. Затем окатыши подают в кюветы. После этого агломерированная минеральная масса орошается выщелачивающим реагентом - 0.02%-м раствором цианида натрия до заполнения им кюветы. Через трубы, с выступающими в месте выхода из днища траншеи щелями, периодически (через 0.5 часа), продолжительностью 1 час, закачивают для барботажа сжатый воздух, устанавливая в верхней части труб заглушки для исключения его потерь и потери раствора. Барботаж обеспечивает повышение интенсивности и полноты процесса кюветного выщелачивания. После выщелачивания металлов из минеральной массы, размещенной в кюветах, раствор направляют на сорбционные колонны, заполненные ионообменной смолой А-100, где осуществляют извлечение выщелоченного золота. Полученный после выделения из продуктивного раствора металла оборотный раствор подают на отдельные сорбционные колонны с анионообменной смолой типа АМ-2Б в ОН-форме, где извлекают основную часть цианидов, подают в отстой, где и нейтрализуют оставшуюся часть цианидов гипохлоритом натрия, откачивают, дозированно впрыскивая в него соляную кислоту, пропускают через фотохимический реактор, где формируются соединения с активным хлором, и закачивают в скважины. Активный раствор из отстойника, попадая в закачные скважины через щели и гравийную засыпку, переходит в минеральную массу и производит выщелачивание золота из основной части соответствующего участка хвостохранилища. Далее производят подъем рабочих растворов с выщелоченным металлом через откачные скважины аэролифтами (эрлифтами) и перекачку их в отстойники или механические фильтры и далее на сорбционные колонны, загруженные углем АГ-3, где извлекают золото.