Как видно по графике, Эссакане (месторождение канадского предприятия IAMGOLD), в очередной раз стал лучшим производителем золота в 2015 году, далее по значимости Мана (месторождение российского предприятия Nordgold) и Биса (месторождение канадского предприятия SEMAFO). Все три месторождения являются главными производителями и вместе производят 79% продукции страны. Эссакане доля, которая в 2015 г. составляет 35% (более 1/3) промышленного производства золота страны, является центром экономического роста.

Рис. 5.2: Изменение производства семи золотых рудников Буркина-Фасо с 2007 г. по 2015 г. (составитель BEM, данные 2015 являются экспертными)

Благодаря своих многообразных природных ресурсов, золото в частности, экономика страны продолжает расти.

Горнодобывающая отрасль является важной составляющей экономического и социального развития страны. и играет важную роль в устойчивом развитии страны. [1]. Показывающими факторами являются:

- увеличение доли ВВП (4% в 2014 г.) и экспорта (около 43% в стоимостном выражении);

- благоприятное воздействие на региональном развитии сельских районов (создание прямых и косвенных рабочих мест);

- строительство различных инфраструктур.

Рост горнодобывающей отрасли является важным источником создания новых рабочих мест. Действительно горнодобывающие компании [10] создают прямые постоянные (табл.1), временные и прямые косвенные рабочих мест.



Таблица 0.1 Положение персонала горнодобывающих предприятий с 2008 по 2012 г.

Горнодобывающие предприятия	2008	2009	2010	2011	2012
	Постоянные рабочие места
SOMITA	432	496	569	633	633
BMC	292	328	341	384	384
SEMAFO	243	413	473	603	603
KALASKA SA	267	339	330	386	386
BELAHOURO	358	359	501	623	623
ESSAKANE SA	400	1721	1675	2316	2316
BISSAGOLD SA					590
NANTOU SA				127	180
BURKINA MARGANESE SA	28	48	164	112
ИТОГ	1753	3365	3723	5194	5715

В 2011 г., например, из 5194 постоянных рабочих мест насчитывалось 3888 национальные; и в 2012 г., из 5 715 постоянных рабочих мест, насчитывалось 3 795 национальных [9]. Изменение этих значений остается невелико до 2015 г. выщелачивание золото горный порода

Золото стало первой составляющей экономического развития страны, далеко впереди хлопка (рис.1).

Рис.4. Сравнительный анализ экспорта хлопка и золота с 2007 по 2015 г.



С 2014 г. экономический рост страны (4%) замедлился (прогнозные значение составили 6,7%) по сравнению с 2013 г (6,6%). Это связано не только с внешними, но и с внутренними факторами [2] такие как:

- неудовлетворительная плювиометрия,

- влияние лехаратки Эбола в регионе в сфере услуг,

- снижение экспорта хлопка и золота (основные доходные продукты страны)

- снижение цен на нефть,

- социально-политический кризис в 2014 г., который завершился народным восстанием.

Для динамического роста экономики страны нужно принять следующие меры, позволяющих поддержать все сектора страны, и особенно горнопромышленный сектор:

- создать и укрепить доверие между всеми компонентами: государство, горнодобывающие компании, гражданское общество;

- укрепить диалог между тремя группами заинтересованных сторон (правительство, горнодобывающие компании и гражданское общество), чтобы уменьшить социальный конфликт и тем самым способствовать большей политической и социальной стабильности в стране;

- повысить потенциал эффективного управления страны, экономический рост и способствовать хорошего перераспределения финансовых ресурсов, полученных от горного производства;

- отображать степень прозрачности в механизмы государственного управления;

- привлекать инвесторы со всего мира, особенно в горнодобывающем секторе.

Горнодобывающая отрасль является одной из наиболее быстро растущих секторов последние пяти лет. Этот динамизм отражается увеличением степени инвестиции в данной отрасли, постоянно растущим вкладом в формирование добавленной стоимости и создания рабочих мест. Не трудно убедиться в первостепенной важности горнодобывающей промышленности в социально-экономическом развитии страны, тем не менее правительство не должна зацикливаться только на горный сектор, но и на другие сектора (сельское хозяйство, животноводство…), которые имеют не менее значительный вклад в развитии страны.



Литература

1. Analyse Luncheon Essakane & Weswood March, 27 2009.

2. Iamgold Corp. Updated feasibility study-Essakane gold project, Burkina Faso.

3. Воробьев А.Е., Гладуш А.Д., Аникин А.В., Чекушина Т.В. Методология и практика горно-технического аудита золотодобывающих рудников России: монография. - Москва: РУДН, 2014. - 212с.

4. Воробьев А.Е., Алборов А.Д., Лобанов Д.П., Чебушина Т.В., Васильцов Г.Н. Способ кучного выщелачивания металов при отрицательной температуре окружающей среды: Пат.2091573 РФ, МПК6 Е21 С 41/26, БИ № 27, 1997.

5. Воробьев А.Е., Пучков Л.А ‹‹человек и биосфера›› М.: изд. РУДН.

6. Хабиров В.В., Воробьев А.Е. Теоретические основы развития горнодобывающих и перерабатывающих производств Кыргызстана / Под ред. акад. Н.П. Лаверова. - М.: Недра, 1993. -. 316 с.: ISBN 5-247-03220-9.

7. Панин И.М. Типовые задачи по курсу "Механика горных пород и массивов". - М.: Изд. РУДН,1985.



Приложения

Процесс испарения

При парообразовании увеличиваются средние расстояния между молекулами. В результате потенциальная энергия взаимодействия частиц увеличивается (численное значение ее уменьшается, но она отрицательна). Таким образом, процесс парообразования связан с увеличением внутренней энергии вещества.

Испарение -- это парообразование, происходящее только со свободной поверхности жидкости, граничащей с газообразной средой или с вакуумом.

Экспериментально установлены следующие закономерности:

1. При одинаковых условиях различные вещества испаряются с различной скоростью (скорость испарения определяется числом молекул, переходящих в пар с поверхности вещества за 1 с).

2. Скорость испарения тем больше:

· чем больше площадь свободной поверхности жидкости;

· чем меньше плотность паров над поверхностью жидкости. Скорость увеличивается при движении окружающего воздуха (ветер);

· чем больше температура жидкости.

3. При испарении температура тела понижается.

Механизм испарения можно объяснить с точки зрения MKT: молекулы, находящиеся на поверхности, удерживаются силами притяжения со стороны других молекул вещества. Молекула может вылететь за пределы жидкости лишь тогда, когда ее кинетическая энергия превышает значение той работы, которую необходимо совершить, чтобы преодолеть силы молекулярного притяжения (работа выхода). Поэтому покинуть вещество могут только быстрые молекулы. В результате средняя кинетическая энергия оставшихся молекул уменьшается, а температура жидкости понижается.

Для поддержания температуры испаряющейся жидкости неизменной к ней необходимо подводить некоторое количество теплоты.

Количество теплоты Q, необходимое для превращения жидкости в пар при постоянной температуре, называется теплотой парообразования.

Экспериментально установлено, что Q = Lm, где m -- масса испарившейся жидкости, L -- удельная теплота парообразования.

Удельное тепло парообразования -- величина, численно равная количеству теплоты, необходимому для превращения в пар жидкости единичной массы при неизменной температуре.

Удельная теплота парообразования L зависит от рода жидкости и внешних условий. При увеличении температуры она уменьшается (рис. 1). Это объясняется тем, что все жидкости при нагревании расширяются. Расстояния между молекулами при этом увеличиваются и силы молекулярного взаимодействия уменьшаются. Кроме того, чем больше температура, тем больше средняя кинетическая энергия движения молекул и тем меньше энергии им нужно добавить, чтобы они могли вылететь за пределы поверхности жидкости.

Рис. 1

Молекулы пара хаотически движутся. Поэтому скорости некоторых из них будут направлены в сторону жидкости. Достигнув поверхности, они втягиваются в нее силами притяжения со стороны молекул, находящихся на поверхности жидкости, и снова становятся молекулами жидкости. Процесс перехода вещества из газообразного состояния в жидкое называется конденсацией.

Число возвратившихся в жидкость за определённый промежуток времени молекул тем больше, чем больше концентрация молекул пара, а, следовательно, чем больше давление пара над жидкостью.

Механизм отрыва молекул от поверхности жидкости можно объяснить на основе анализа графика зависимости энергии взаимодействия соседних молекул от расстояния между ними. Асимметричность этого графика говорит о том, что при увеличении энергии молекул не только увеличивается амплитуда их колебаний, но и растет среднее расстояние между ними. При каком-то значении энергии взаимодействия, молекулы могут удалиться друг от друга на бесконечно большое расстояние.

Если такие молекулы будут находиться около свободной поверхности жидкости и их скорости будут направлены не вглубь жидкости и не вдоль ее поверхности, они смогут преодолеть силы притяжения со стороны остальных молекул и покинуть жидкость.

Распыленный состав после нанесения на ранее загрязненный нефтепродуктами грунт или на пылящуюся поверхность объектов (золоотвалы ТЭС, бурты, хвосты флотаций металлургического производства, резервные склады бурых углей или карьеры) проникает в грунт (мелкодисперсный материал) на небольшую глубину на 0,5-0,8 мм или обволакивает материал толщиной 3-5 мм и затвердевает в течении 10-45 с, образуя прочную термозащитную полимерную пленку или покрытие (долговечность 14-16 месяцев) с полным связыванием поверхностных слоев грунта, в том числе и пылевидных частиц в поверхностном слое.

Слезная пленка состоит из нескольких слоев:

· поверхностный слой, который состоит из жиров, необходимых для предотвращения испарения жидкости.

Нелетучая жидкость (силиконовая жидкость низкой вязкости) - это сравнительно большое количество жидкости должно находиться на носителе в виде как можно более тонкой и равномерно распределенной пленки.

Основные предшествующие данные о силиконах, включая разделы, в которых обсуждаются силиконовые жидкости, смолы и полимеры, а также производство силиконов, можно найти в Encyclopedia of Polymer Science and Engineering, Volume 15, Second Edition, pages 294-308, John Wiley & Sons, Inc., 1989.

Силиконовые вещества, в частности силиконовые полимеры, можно легко идентифицировать по системе стенографической номенклатуры, известной специалистам в данной области как номенклатура MDTQ. По этой системе силиконы описывают в соответствии с наличием различных силоксановых мономерных звеньев, составляющих данный силикон. Вкратце, символ М означает монофункциональное звено (СН3)3SiO 0,5; D означает бифункциональное звено (СН3)2SiO; Т означает трифункциональное звено (СН3)SiO 1,5; и Q означает четырех- или тетрафункциональное звено SiO2.

Штрихи у символов звеньев, D', T' и Q' означают заместители, отличающиеся от метила, и должны быть конкретно определены для каждого случая. Обычные альтернативные заместители включают такие группы, как винил, фенилы, амины, гидроксилы и т.д.

Молярные соотношения различных звеньев, выраженные либо в виде подстрочных индексов у символов, указывающих общее число каждого типа звена в данном силиконе (или его среднее значение), либо в виде специально указанных соотношений в сочетании с молекулярной массой, завершают описание силиконового вещества по системе MDTQ.

Более высокие молярные количества T, Q, T' и/или Q' относительно D, D', M и/или M' в силиконовом полимере являются показателем более высокой степени сшивания. Однако, как обсуждалось выше, общую степень сшивания можно также указать соотношением кислорода и кремния.

Предпочтительные силиконовые полимеры для настоящего использования представляют собой MQ, MT, MTQ, MQ и MDTP полимеры. Таким образом, предпочтительным заместителем силикона является метил. Особенно предпочтительны MQ полимеры, в которых соотношение M:Q составляет от около 0,5:1,0 до около 1,5:1,0, а средняя молекулярная масса полимера составляет от около 1000 до около 100000. Более конкретно, MQ полимеры, подходящие для использования в данном изобретении, могут быть представлены формулой IA: в которой R11, R12, R13 и R14 каждый независимо выбирают из группы, включающей фенил и С1-С12 разветвленные и неразветвленные углеводороды, в частности С1-С12 разветвленный и неразветвленный алкил, более конкретно С1-С5 разветвленный и неразветвленный алкил и особенно метил; М1 и М2 каждый независимо выбирают из группы, включающей:

(а) водород, (b) фенил, (c) фенетил, (d) полиэфир формулы II: -H2C-(CH2)n-(OCH(R15)-CH2)u-(OCH2-CH2)v-OR16.

Формула II, в которой n является числом из 1-20, а цепь -(СН2)- может необязательно содержать 1 или 2 ненасыщенных связи, u и v представляют собой целые числа, каждое из которых независимо выбирают из 0-20, при условии, что u+v1; R15 выбирают из С1-С20 алкила; и R16 выбирают из группы, состоящей из Н, -СН3 и -С(О)СН3); и (е) С1-С24 разветвленные и неразветвленные углеводороды, необязательно замещенные галогензамещенным С1-С3 углеводородным радикалом, при этом особое значение имеет С1-С24 алкил, особенно метил, и где (х+y)/z является числом в интервале от 0,5 до 1,5 и предпочтительно равно 1, а значения для R11, R12, R13, R14, x, y, z, М1 и М2 выбирают таким образом, чтобы MQ полимер представлял собой жидкость с вязкостью 1,0 Ч 103-1,0 Ч 106 сантипуаз, такой как 1,5 Ч 103-1,0 Ч 106 сантипуаз.

Весьма конкретный тип MQ полимера описан в патенте США номер 6294159, присвоенном тому же владельцу, что и настоящее изобретение. В данном очень конкретном типе полимера MQ структура полимера MQ выражается формулой IA, когда x и y одинаковы, и может быть представлена формулой IB: в которой R17 и R19 каждый независимо выбирают из той же группы, которая определена для R11, R12, R13 и R14 формулы IA; R18 выбирают из той же группы, которая описана для М1 и М2; и х'/z' имеет значение в интервале от 0,5 до 1,5.

Еще более конкретный MQ, применимый в изобретении, представляет собой жидкий триметилсилоксисиликатный полимер, особенно с соотношением M:Q, равным 1 (например, полимер, полученный от General Electric Company, Waterford, New York под названием SR 399).Примеры конкретных нерастворимых силиконов включают диметикон, циклометикон, триметилсилиламодиметикон, фенилтриметикон, триметилсилоксисиликат, полиорганосилоксан, полиалкилсилоксан, полиарилсилоксан, полиалкиларилсилоксан и полиэфирсилоксановые сополимеры.

В случае использования нерастворимых силиконов необходимо также включать подходящее количество стабилизирующего агента для стабилизации нерастворимого силикона.

Примеры таких стабилизаторов включают один или более членов, выбранных из группы, состоящей из следующих членов, которые выбраны таким образом, чтобы конечное количество добавленного стабилизатора находилось в интервале 0,1-10,0 мас.%:

(а) длинноцепочечные жирные спирты, содержащие более 14 атомов углерода, например С20-40, и смеси таких длинноцепочечных жирных спиртов (например, С>14 спирт и этиленовый гомополимер PETROLITE C-7138 от Petrolite Corporation, St. Louis, Mo).

(b) сополимер акрилаты/стеарет-20 метакрилат (например, ACULYN® 22, от Rohm & Haas, Philadelphia, Pa) и сополимер акрилатов (например, сополимер акрилатов (ACULYN® 33); ACUSOL®-445, -810 и -830; ACRYSOL® ASE 75 от Rohm & Haas; AQUA SF-1 Carbopol® от Noveon); и кроссполимер акрилаты/С10-30 алкилакрилат (PEMULEN полимерные эмульгаторы от BF Goodrich Company, Brecksville, Ohio, в частности, продукты под названиями TR-1 и TR-2).

В случае продукта сополимера акрилатов (ACULYN® 33) (имеющего рН в интервале 2,1-3,5) проводят стадию нейтрализации фосфатом натрия (таким как динатрийфосфат), гидроксидом натрия или коммерчески доступным органическим амином для повышения рН примерно до 6,5);(е) агенты, описанные в патенте США номер 5015415 (включенные здесь путем ссылки в отношении описания данных агентов), особенно N,N-дизамещенные фталамовые кислоты и их аммониевые соли, выбранные из группы, представленной формулой III: в которой R20 и R21 могут быть одинаковыми или различными, и каждый из них независимо выбирают из группы, состоящей из С10-С40 линейных и разветвленных алкильных групп и С10-С40 линейных и разветвленных арилалкильных групп (например, в случае, когда R20 и R21 одинаковы и каждый выбран из группы, включающей стеарил и гидрированное талловое масло, такое как STEPAN SAB-2 и STEPAN TAB®-2 от Stepan Company, Northfield, Ill.).

Стабилизирующие агенты должны иметь качество и чистоту, приемлемую для косметического использования, или быть очищенными при необходимости, чтобы быть косметически приемлемыми. Дополнительное обсуждение некоторых из данных агентов можно найти в патенте США номер 5015415 Goze et al и в патенте США номер 6287546 Reich et al.Как правило, композиции данного изобретения, содержащие только растворимые силиконы в качестве единственного кондиционирующего силиконового компонента, будут прозрачными или полупрозрачными, если не добавлен агент, придающий матовый оттенок.

Могут быть включены другие необязательные ингредиенты, такие как нерастворимые силиконы, стабилизаторы и/или агенты, придающие перламутровый оттенок, которые могут придать составу шампуня матовый оттенок. Некоторые общие составы изобретения, включенные в данный документ, можно изготовить методами, которые описаны в разделе примеров данного документа.

ПРИМЕРЫ

Следующие примеры предлагаются в качестве иллюстрации изобретения и не должны истолковываться как ограничения. В примерах и где-либо еще в описании изобретения химические символы и терминология имеют свои обычные и общепринятые значения.

В примерах, как и где-либо еще в данной заявке значения n, m и т.д. в формулах, молекулярные массы и степень этоксилирования или пропоксилирования являются средними.

Температуры приведены в градусах С, если не указано иначе. Количества компонентов даны в массовых процентах на основе описанного стандарта; если не описан никакой другой стандарт, тогда подразумевается общая масса композиции.

Различные названия химических компонентов включают названия, перечисленные в CTFA International Cosmetic Dictionary (Cosmetics, Toiletry and Fragrance Association, Inc., 7th ed. 1997).

Примеры 1-9: Полупрозрачные шампуни с растворимыми силиконами

Пример 1 осуществляли по следующей методике. В подходящем смесительном резервуаре объединяли воду, одноосновный фосфат натрия и ЭДТА и перемешивали до растворения солей. Затем добавляли в резервуар поликватерниум-7 и перемешивали в течение 15 минут. В резервуар добавляли лаурилэфирсульфат натрия и перемешивали в течение 10 минут. В смесительный резервуар добавляли кокамидопропилбетаин и перемешивали в течение 15 минут.

В резервуар добавляли DC5324 и перемешивали в течение 5-10 минут, после чего в смесительный резервуар добавляли консервант. В последнюю очередь в резервуар добавляли ароматизатор и перемешивали в течение 10 минут.

Примеры 2-8 можно осуществить по методике, которая аналогична приведенной выше для примера 1, изменяя лишь количества ингредиентов. В случае его использования, кокодиэтаноламид можно добавить вместо кокамидопропилбетаина.

Пример 9 можно осуществить по методике, которая аналогична приведенной выше для примера 1, за исключением того, что вместо DC 5324 используется DC193.

Способ кучного выщелачивания руд

Номер патента: 2009234

Класс(ы) патента: C22B11/08

Номер заявки: 5025531/02

Дата подачи заявки: 25.11.1991

Дата публикации: 15.03.1994

Заявитель(и): Всероссийский научно-исследовательский институт химической технологии

Автор(ы): Остроумова И.Д.; Рысев В.П.; Сахьянов Л.О.; Фазлуллин М.И.; Менчинский В.В.; Пан В.П.

Патентообладатель(и): Всероссийский научно-исследовательский институт химической технологии.

Суть изобретения: Изобретение относится к геотехнологии и может быть использовано при осуществлении цианидного выщелачивания золота из горно-рудной массы, сложенной в штабеля, кучи. Сущность: цианирование руд, содержащих тонкодисперсное золото, осуществляют орошением щелочным циансодержащим раствором в количестве, не превышающем внутрипоровый объем горно-рудной массы. Проводят выдержку, а затем выщелачивают золото бесцианидным раствором едкого кали (натра). 2 табл. 1 ил.

Оисание изобретения: Изобретение относится к геотехнологии и может быть использовано при цианидном выщелачивании золота из горнорудной массы, сложенной в штабеля или кучи.

Известен способ кучного цианирования золота, согласно которому дробленная горнорудная масса укладывается на гидроизоляционное основание и подвергается выщелачиванию. Подача выщелачивающего реагента (цианистого калия) может осуществляться различными способами.

Способ предусматривает непрерывное и равномерное орошение руды в течение всего процесса (обычно продолжительность отработки кучи составляет в среднем 2-3 месяца) раствором цианистого калия (от 0,5 до 2,0 г/л) с добавками защитной щелочи, необходимой для стабилизации реагента в растворе. Этот способ позволяет достичь равномерного распределения цианида по всему объему горнорудной массы, регулировать исходную концентрацию цианида, по необходимости снижая ее. Но он экологически небезопасен, поскольку, несмотря на все природоохранительные мероприятия, полностью исключить загрязнение атмосферы за счет испарений высокотоксичного (СДЯВ) цианосодержащего раствора при столь продолжительном процессе на практике достаточно сложно.

Второй способ основан на введении хорошорастворимой сухой соли КСN непосредственно в горнорудную массу при отсыпке кучи. При цианировании агломератов цианиды вводятся на стадии окомкования. Затем проводится орошение руды многокомпонентным раствором щелочи. Этот способ позволяет исключить возможные испарения циансодержащего раствора при орошении, но имеет свои негативные стороны. Во-первых, относительно высок удельный расход реагента, вводимого в заведомом избытке; во-вторых, концентрации реагента в растворе неравномерно распределены по объему горнорудной массы, возможно образование областей локального пересыщения.

Как известно, процесс цианирования золота протекает в соответствии с уравнением 4 Au + 8 КСN + O2 + 2H2O = 4 K [Aи (СN)2] + + 4 KOH

С помощью стехиометрического расчета нетрудно установить, что расход цианистого калия на непосpедственное цианирование 1 г золота не превышает 0,66 г. На практике его расход в процессах кучного выщелачивания оценивается в 1-2 кг/т руды. При содержании золота, например, 10 г/т, он составляет 0,1-0,2 кг/г золота. Таким образом, реальный расход цианистого калия превосходит стехиометрический более чем в 100-200 раз. Отсюда следует, что цианистый калий в процессах кучного выщелачивания расходуется крайне непроизводительно. Известно также, что реакция цианирования протекает с относительно высокой скоростью, особенно при выщелачивании руд, содержащих тонкодисперсное золото, что подтверждают наши лабораторные исследования, описанные ниже.

Целью изобретения является снижение токсичности продуктивных золотосодержащих растворов и экономия выщелачивающего реагента (цианистого калия).

Поставленная цель достигается тем, что выщелачивающий раствор, содержащий цианистый калий и едкое кали (натр), подается на орошение только в начальный период кучного выщелачивания в количестве, не превышающем внутрипоровый объем горнорудной массы (только до состояния полного смачивания), а затем влагонасыщенная ("зацианированная") руда выдерживается, а выщелачивание золота проводится слабым бесцианидным раствором едкого кали (натра).

Патентуемый способ исходит из предположения, что комплекс K[Aи(СN)2] образуется, по-видимому, достаточно быстро (во время заполнения внутрипорового объема циансодержащим реагентом и последующей выдержки), особенно при цианировании руд, содержащих тонкодисперсное золото. Дальнейшее применение растворов цианистого калия для орошения нецелесообразно, поскольку процесс комплексообразования уже завершен, но реагент будет продолжать расходоваться в результате окисления цианидов до цианатов (что возможно, особенно в присутствии ионов меди; на выщелачивание др. компонентов (например: меди, кадмия, серебра, цинка) процесс цианирования которых более продолжителен, чем тонкодисперсного золота; а также в результате разложения цианидов при контакте с горно-рудной массой. Это предположение подтверждается результатами экспериментов, приведенными ниже.

На чертеже прямая 1 практически прямо пропорциональна во времени. Таким образом, требуется только элюировать уже образованный комплекс K[Aи(CN)2], что может быть осуществлено с помощью бесцианидного раствора.

Цианированию подвергались золотосодержащие руды, представляющие собой гематит-кварцевые метасоматиты по доломитовым брекчиям с 25-30% -ной примесью охристых глин и относящиеся к убого-сульфидным рудам. Содержания сурьмы и мышьяка 0,1 и 0,038% соответственно. Тонкодисперсное золото со средним размером золотинок менее 1-2 микрон преимущественно ассоциировано с гематитами.

Цианированию подвергалась шихта золотосодержащих руд, имеющая следующий гранулярный состав (см. табл. 1).

В лабораторных условиях были проведены 2 опыта. В одном из них (способ-прототип, опыт 1) - выщелачивание проводилось раствором, содержащим 2 г/л KCN + 2 г/л КОН, который подавался на орошение непрерывно в течение всего процесса цианирования, а в другом (предлагаемый способ, опыт 2) - тот же раствор подавался только на заполнение внутрипорового объема, который предварительно экспериментально был определен. Для шихты указанного состава его величина оценивается в 17-18%. Затем следовала суточная выдержка и орошение раствором 1 г/л КОН. Навески шихты по 8 кг загружались в перколяторы диаметром 95 мм и высотой 1 м. Продуктивные растворы отбирались порционно и анализировались на остаточные содержагия цианидов иодометрическим способом с порогом чувствительности г= 10 мг/л, а золота - атомно-абсорбционным (г= 0,05 мг/л). После окончания выщелачивания (при снижении концентрации золота в продуктивном растворе до 0,1 мг/л) опыты прекращались, а кеки обесцианировались, высушивались, истирались и анализировались на остаточное содержание золота пробирным методом ( г= 0,2 г/т).

На чертеже представлены сравнительные результаты обоих опытов. Из (а) следует, что процесс извлечения золота протекает практически с одинаковой интенсивностью, в обоих случаях достигнуто извлечение 95-96% за примерно равное время (14-15 сут); (б) иллюстрирует зависимость расхода реагента в процессе цианирования. В опыте 1 (прямая 1) - это прямо пpопорциональная зависимость во всем диапазоне извлечений (даже когда процесс извлечения золота практически завершен), т. е. расход цианистого калия не зависит от количества извлеченного золота. Его величина составила 0,08% к весу руды при извлечении золота 95% (14 сут выщелачивания). В опыте 2 при одноразовой подаче KCN на заполнение внутрипорового объема его расход оценивается (для того же уровня извлечения золота и времени) в 0,038%, что в 2 раза меньше, чем для опыта 1. Остаточные концентрации CN- в пpодуктивных растворах для опыта 1 составили 100-250 мг/л, для опыта 2 - практически не обнаружено (в первой порции растворов - следы).

Таким образом, предлагаемый способ при практически одинаковых технологических показателях по извлечению перед способом-прототипом имеет следующие экономические и, главным образом, экологические преимущества. Его применение позволит: снизить расход цианистого калия в среднем в 2 раза (0,038 против 0,08%); достичь следовых концентраций высокотоксичного свободного CN- в продуктивных растворах (следы против 100-250 мг/л); сократить период орошения СДЯВами в среднем в 2 раза, что в сильной степени уменьшит вероятность негативного воздействия кучного цианирования на природу.

Экономическая эффективность от применения предлагаемого способа можно оценить, исходя из возможных масштабов кучного цианирования (табл. 2)

Таким образом, только за счет экономии расхода реагента в 2 раза, что реально достижимо при применении предлагаемого способа, экономический эффект оценивается примерно в 16 тыс. руб.

Рассчитанный экономический эффект не учитывает сокращения затрат на обесцианирование сбросных растворов, которые будут минимальными при использовании предлагаемого способа.

Сокращение расхода высокотоксичного реагента, времени его использования и получение золотосодержащих растворов, практически не содержащих свободные цианиды, невозможно оценить одними только экономическими показателями. Огромное значение имеет уменьшение вероятности загрязнения СДЯВами окружающей среды, что не поддается экономической оценке. (56) Trends in gold production technology - Metall Bulletin Monthly. December, 144, p. - 7-29.

Ouinston F. N. Mc. , Schocmaker K. S. Gold and silver cyanidation plant practic, 1981, v. 2, New-Jork.

Формула изобретения: Способ кучного выщелачивания руд, содержащих тонкодисперсное золото, включающий орошение горнорудной массы растворами цианистого калия, отличающийся тем, что, с целью снижения токсичности продуктивных растворов и экономии выщелачивающего реагента, циансодержащий раствор подают на орошение в количестве, не превышающем внутрипоровый объем горнорудной массы, проводят выдержку и затем ведут выщелачивание золота бесцианидным раствором едкого кали или едкого натра.

Типизация систем орошения выщелачиваемой руды и сбора продуктивных растворов

Авторы: А.Е. Воробьев, К.Г. Каргинов, Е.В. Одинцова, Т.В. Чекушина

При эксплуатации геотехнологических предприятий самые значительные расходы связаны с затратами на реагенты, поэтому снижение объемов используемых реагентов - основная задача совершенствования. Этого можно достичь с помощью правильно выбранной системы орошения и просачивания рабочих растворов через выщелачиваемую руду.

Системы орошения

При разработке скальных месторождений выделяют следующие способы подачи растворов для выщелачивания:

Гидростатический - заполнение всего объема порового пространства выщелачивающими растворами, выстаивание в течение определенного времени и выпуск продуктивных растворов. Необходимое условие применения гидростатического способа - водонепроницаемость боковых пород, поэтому зону выщелачивания изолируют с помощью антифильтрационных экранов, эксплуатация которых и надежность связаны с известными техническими трудностями.

Фильтрационный - предполагает непрерывное движение выщелачивающих растворов сквозь межкусковое пространство при полном его заполнении, поэтому требования к вмещающим породам с точки зрения их проницаемости такие же или более жесткие, чем в предыдущем способе.

Инфильтрационный - наиболее распространенный в геотехнологической практике - предполагает движение выщелачивающих растворов в межкусковом пространстве при неполном его насыщении. В этом случае обеспечивается необходимое время для контакта растворителя с поверхностью рудного материала в присутствии кислорода воздуха, поэтому массообменные процессы реализуются в наиболее благоприятных физико-химических условиях. Рабочие растворы при этом способе подаются на поверхность орошаемой горной массы разбрызгиванием, затоплением, через перфорированные оросительные трубы.

Рис. Схема центробежного орошение поверхности рудного штабеля при кучном выщелачивании руды

Первый способ подачи растворов применяют в устойчивых породах при небольшой мощности крутопадающих рудных тел и одноэтажной отработке. Второй способ может применяться при многоэтажной отработке месторождения в самых разнообразных условиях. Третий способ особенно эффективно применяется в практике кучного выщелачивания вследствие того, что обеспечивается наиболее рациональное использование выщелачивающих растворов с точки зрения механизма физико-химической гидродинамики массопереноса.

Процесс смачивания куска руды рабочими растворами начинается с поступления раствора на его поверхность. Наиболее равномерное распределение раствора по поверхности куска обеспечивается в тех случаях, когда весь кусок оказывается в растворе. В штабеле кучного выщелачивания такие формы контакта вполне реальны для мелких частиц горной массы. Крупные куски могут омываться растворами, поступающими к куску либо снизу, либо в виде струй и капель сверху. Чаще всего растворы на воздушно-сухой или влажный кусок поступают из ранее смоченных соседних кусков горной массы.

По виду обработки все системы орошения подразделяются на: разбрызгивание, распыление, затопление и рассредоточение с помощью взрыва.

Разбрызгивание может осуществляться с помощью напорных шланговых распределителей, вертикальных перфорированных труб, вращательных разбрызгивателей, эмиттеров, газонных дождевальных установок, струйных пластиковых дождевателей, разбрызгивателей типа «Сегне-рово колесо».

Напорные шланговые распределители выщелачивающего раствора располагают по поверхности рудного массива (штабеля). Шланги перфорированы заданным количеством отверстий и шагом их расположения. Выщелачивающие растворы подают в шланговые системы песковыми насосами с открытыми турбинками.

Вертикальные перфорированные трубы вводят в слой руды через равные интервалы (5-10 м). Это облегчает поступление раствора и воздуха внутрь штабеля и интенсифицирует процесс выщелачивания. Такая система введения раствора помогает снять проблему потерь раствора за счет его испарения, что особенно актуально в аридных засушливых районах, и разрешить проблемы замерзания подаваемых рабочих растворов на поверхности штабеля при отрицательных температурах окружающей среды в зимний период времени.

Вращательные разбрызгиватели бывают двух типов. Первый из них -это виглеры, то есть хирургические трубки, вставляемые в отверстия системы оросительных труб. Эти вставки приводят к хаотическому раскачиванию труб, что улучшает равномерность распределения выщелачивающего раствора по поверхности штабеля. Другой тип распределителей - это вобблеры. Они представляют собой эксцентричные разбрызгиватели вращательного типа. Их устанавливают на стальных стояках высотой не более 1.2 м. Эксцентрично вращаясь, они обеспечивают орошение крупными каплями, и это уменьшает испарение растворов. Вобблеры устанавливаются в разном количестве, определяемом плотностью орошения при заданном давлении. Нужная плотность орошения достигается правильным выбором типов разбрызгивателей, наряду с оптимальным их размещением и достаточным поддержанием в них давления.

Разбрызгиватели выбирают так, чтобы обеспечивать равную интенсивность орошения в пределах их радиуса действия. Вначале разбрызгиватели устанавливают по углам штабеля с рудой, затем их устанавливают по периметру штабеля, отступая от края, чтобы избежать разбрызгивания за пределами штабеля. Они устанавливаются на необходимом расстоянии, обеспечивающем нужное перекрытие. Затем уже устанавливают разбрызгиватели в остальной части штабеля.

Эмиттеры - это нагнетательные разбрызгиватели. Их можно сравнить с капельными оросительными системами в сельском хозяйстве. Применяемые типы эмиттеров используют принципы турбулентного потока и соединяются линейно для обеспечения равномерного распределения выщелачивающих растворов по поверхности рудного штабеля. При работе нагнетательных эмиттеров капельки раствора проходят по извилистым каналам, теряя давление и медленно высачиваясь из них. Используемые эмиттеры действуют при сравнительно низком давлении обычно от 15-20 до 100-140 кПа. Часто эмиттеры погружают в руду на глубину 20-25 см, хотя установка их на поверхности тоже практикуется. Наиболее важным фактором в решении вопросов о необходимости погружения эмиттеров в рудный материал является климат района. В районах с неблагоприятным климатом в зимние месяцы эмиттеры рекомендуется погружать непосредственно в рудную массу. Размещение и количество эмиттеров расчитывают из требуемой интенсивности орошения, примерно равной 0.003 л/сек.м2 или 11 л/час.м2. Главное преимущество использования эмиттеров заключается в обеспечении непрерывного капания раствора с минимальной силой падения. Другими преимуществами эмиттеров являются:

¦ возможность проведения работ в зимнее время;

¦ уменьшение потерь раствора за счет испарения воды;

¦ уменьшение разрушения поверхности.

Эти преимущества значительны, если указанные факторы включаются в расчет валовых расходов. Главный недостаток использования эмит-

теров состоит в возможном отложении карбонатов кальция и шламов в небольших канальцах эмиттеров. Поэтому прудки-накопители маточников после извлечения выщелачиваемых компонентов из продуктивных растворов должны обеспечивать хорошую очистку растворов, рецир-кулируемых при кучном выщелачивании руды.

Разбрызгиватели типа «Сегнерово колесо» представляют собой насадку, присоединяемую к выходныым патрубкам подающей трубы в виде гибких пластиковых шлангов длиной 0,5 м. Под действием давления струи подаваемого раствора эти насадки вращаются как Сегнерово колесо и обеспечивают высокую разбрызгиваемость раствора.

Затопление может осуществляться посредством предварительного образования канавок по всей ширине площадки через равные промежутки. В канавки укладывают перфорированные трубы диаметром 100 мм. Трубы засыпают гравием и на подготовленную площадку с приемным дренажем укладывают руду с размером кусков около 25 мм, чтобы обеспечить слой высотой 6-9 м. Концы заглубленных труб соединяют двумя параллельными трубами из поливи-нилхлорида диаметром 150 мм, по которым продуктивные растворы после выщелачивания направляют в приемные баки.

Такие прудковые оросители эффективны в засушливом климате, где тонкое разбрызгивание при подаче выщелачивающих растворов приводит к высоким их потерям. Они могут использоваться при довольно низкой проницаемости штабеля, ограничивающей фильтрацию. На очень пористом рудном материале с быстрой фильтрацией (более 30 м/сут) затопление не рекомендуется. В этом случае возможен подъем уровня раствора внутри штабеля, что может привести к его неустойчивости.

Часто на поверхности рудного штабеля создают каскады специальных прудков, разграниченных малыми дамбами. Подачу раствора ведут путем затопления этих ограниченных участков штабеля. Данный способ более прост в техническом отношении по сравнению с другими. Одноразовое затопление кучи позволяет покрыть ее поверхность слоем раствора толщиной до 10 см и более. На всей затопляемой поверхности происходит фильтрация в трещины и поры, воздух из последних под действием веса сплошного столба жидкости продавливается вниз. Так как объем пор составляет обычно 15-40% от объема руды, то при проникновении в кучу толщина сплошного слоя жидкости увеличивается. По мере продвижения раствора внутрь кучи из-за разности энергии смачиваемости руды раствором и газом происходит опережающее стекание жидкости по поверхности дробленного материала. Воздух перемещается вниз с меньшей скоростью, пузырьки удерживаются в трещинах силами капиллярного давления и продавливаются внутрь кучи со скоростью в 3-5 раз меньшей, чем раствор. Поэтому устремившиеся вниз потоки жидкости все время освежаются воздухом. За 6-24 часа между поливами образуется новое воздушно-поровое пространство в толщине до 3-4 м кучи. Выщелачивание в это время происходит в инфильтрационном режиме, когда поры заполнены раствором на 50%, а кислорода в порах в 10 и более раз больше, чем необходимо для выщелачивания золота. При таком варианте орошения поверхность кучи остается залитой раствором не более 2-4 часов в сутки, в остальное время чистый атмосферный воздух всасывается внутрь кучи. Если в случае разбрызгивания рабочих растворов выброс цианидов и синильной кислоты наблюдается в течение всего периода выщелачивания, то в данном способе выброс вредных веществ наблюдается преимущественно в период подачи растворов на поверхность кучи, и общие выбросы цианидов в окружающую среду снижаются.

Устройство для распределения рабочего раствора содержит трубы для подачи рабочего раствора, безнапорный распределительный механизм, включающий направляющий патрубок, установленный с возможностью вращения, неподвижный диск с распределительными патрубками, причем распределительные патрубки соединены с трубками для подачи рабочего раствора. С помощью этого устройства раствор, направляемый на орошение кучи, поочередно распределяется по секциям затопления, расположенным на поверхности кучи. Вследствие непрерывного истечения раствора через напорную трубу, распределительное устройство и трубы на поверхности кучи, живое сечение которых на протяжении всего пути практически не меняется, а также вследствие относительно высокого расхода жидкости (150-250 м3), исключается кристаллизация малорастворимых соединений кальция на подвижных и неподвижных патрубках устройства и внутренних стенках труб, снижаются потери на преодоление гидравлического сопротивления в оросительной системе. Число распределяющих патрубков равно числу затопляемых секций на поверхности кучи. Продолжительность затопления одной секции составляет 30-60 минут и определяется производительностью циркуляционного насоса. Периодичность затопления одной секции может изменяться от 1 до 4 раз в сутки и определяется фильтрационными свойствами дробленого материала и требованиями технологического регламента при кучном выщелачивании.

Орошение штабеля может осуществляться также путем распыления рабочих растворов в случае, если крупность выщелачиваемой руды минимальна. Для этого на распределительные устройства устанавливают форсунки. По принципу работы, форме струй и способу их распыления известны форсунки центробежные, центробежно-струйные, ударно-струйные и комбинированные.

Рассредоточение с помощью взрыва может осуществляться путем бурения скважин в массиве и заложения в них наряду со взрывчатым веществом капсул с технологическим раствором, который посредством взрыва распределяется в рудном массиве.

По расположению устройств, подающих выщелачиваемые растворы, выделяют поверхностные и внутренние, расположенные внутри штабеля. К первым относятся перфорированные трубы и шланги, равномерно уложенные на поверхности штабеля. При низких температурах процесс выщелачивания замедляется, поэтому для условий с холодной зимой требуется применять специальные технологии, согласно которым первоначально производят планировку выемки 1 и покрытие ее антифильтрационным слоем 2. После чего создается сеть перфорированного трубопровода 3. Затем в летний период формируют штабель с чашеобразной поверхностью. В зимний период в трубопровод подают выщелачивающие растворы. При подаче растворов в режиме отсутствия объемных вод реагент в виде пленок мигрирует в верхние слои штабеля 4, выщелачивая при этом золото. Золотоносные растворы, попадая на поверхность штабеля, образуют ледяную линзу 5, лед из которой периодически удаляют тельферами. В теплый период реагент подают на поверхность штабеля, а трубопровод служит раствороприемником (рис. 3).

К внутренним устройствам подачи растворов относятся также вертикальные нагнетательные скважины.

Системы орошения классифицируются также по направлению поступления растворов в выщелачиваемый массив. Наиболее распространенным вариантом является поступление растворов под действием сил гравитации сверху вниз. Но при создании гидравлического замка возможна смена направления миграции на противоположное.

Изменение направления миграции рабочих растворов достигается и другими путями. Например, при снижении концентрации металлов в продуктивных растворах производят кольматацию участка формирования потока реагента в зоне интенсивного выщелачивания. Данную кольматацию осуществляют через оросительные скважины, обсаженные полиэтиленовыми перфорированными трубами, которые проходят в толще выщелачиваемой руды.

При фильтрационном выщелачивании значительно большая скорость движения растворов достигается непосредственно над точками подачи растворов и уменьшается при удалении от них. Поэтому образуется так называемая «зона интенсивного выщелачивания», в которой полезный компонент быстрее переходит в раствор, чем в периферийной части инфильтрационного потока. Для устранения этого недостатка зону интенсивного выщелачивания частично кольматируют. Таким образом, создается возможность подачи выщелачивающего раствора в периферийную область инфильтрационного потока и активной ее проработки.

По способу распределения рабочих растворов выделяют обычное распределение и с рассредоточением потока. Для рассредоточения потока в массиве штабеля формируют по меньшей мере один слой мелкозернистого материала высотой 50-120 мм. В результате обеспечивается распределение гидродинамического потока по всему сечению штабеля.

На миграцию технологических растворов значительное влияние оказывает и набухание выщелачиваемого материала. Поэтому при кучном выщелачивании металлов из высоко глинистых руд необходимо учитывать то, что набухание глин носит осмотический характер и его причиной является разница в концентрации солей в поровом и окружающем породу растворах. Если концентрация внешнего раствора меньше концентрации порового - происходит набухание горной массы. Для снижения набухания глинистых руд и увеличения их проницаемости на выщелачивание необходимо подавать не «чистые» растворы, а уже имеющие начальное содержание выщелачиваемых металлов.

По типу активных агентов различают кислоты, щелочи, органические соединения и бактерии.

Процесс выщелачивания может производиться с интенсификацией или без нее. Факторы, ускоряющие выщелачивание - подогрев рабочих растворов, насыщение выщелачиваемого массива кислородом путем прокладки внутри него труб аэрационной системы и предварительная активация руды.

Режим орошения выщелачиваемого массива может быть напорным и безнапорным.

Добиваясь повышения величины извлечения полезного компонента, необходимо учитывать также содержание выщелачивающих реагентов в рабочем растворе, расход раствора и периодичность орошения штабеля. Эти факторы определяются на этапе лабораторных испытаний. Если руда не представляет трудности для фильтрации, то плотность орошения поддерживается в пределах 3.6-21.6 л/час-м2. Типовые скорости орошения колеблются в узких пределах от 7.2 до 10.8 л/час-м2.

Системы сбора продуктивных растворов

Технология подземного и кучного выщелачивания должна гарантировать предотвращение миграции выщелачивающих и продуктивных растворов в горизонты подземной гидросферы. Нередко для исключения утечки растворов в подстилающие породы в основании блоков подземного выщелачивания формируют гидроизоляционную подушку, а при кучном выщелачивании - гидроизоляционное основание.

При подземном выщелачивании сооружение гидроизоляционного основания требует проведения выработок нижней подсечки высотой 2.5-3 м, как правило, мелкошпуровым способом. Затем на почву выработки укладывают слой песка, а поверх него настилают полиэтиленовую пленку. Сверху пленку покрывают предохранительным слоем из мелкодробленой породы толщиной 0.4-0.6?м. Продуктивные растворы собирают в дренажную выработку, располагаемую под днищем камеры, стенки и подошву которой покрывают гидроизоляционным составом. Из дренажной выработки продуктивные растворы откачиваются в центральный растворосборник (или поступают туда через рудоспуски). Опыт подземного выщелачивания показывает, что в большинстве скальных пород сооружение гидроизоляционной подушки не требуется при инфильтрационном режиме. Достаточно в основании камеры пробурить разгрузочные скважины из кровли дренажной выработки.

В том случае, когда гидрогеологическая ситуация в районе месторождения позволяет откачивать продуктивные растворы с уровня подземных вод и при этом не происходит загрязнения техногенными элементами, гидроизоляционные работы можно не производить.

Система сбора при помощи безнапорного подстилающего слоя дробленого рудного материала

При кучном выщелачивании для приема продуктивного раствора вокруг кучи сооружают берму с целью поддержания определенного подтопления кучи, через которую продуктивный раствор переливается как через порог в обводящую кучу канаву. На дно канавы укладывают отводящую трубу, по которой раствор передается в зумпф для откачки на карту продуктивных растворов. Скорость отвода продуктивных растворов из штабеля повышается с увеличением наклона основания кучи. В этом случае сооружение штабелей на пологих склонах имеет большие преимущества. Если найдена удобная площадка, ее ориентацию и форму можно изменять для облегчения сбора раствора так, чтобы под действием сил гравитации раствор направлялся в наиболее низкую точку с последующей отправкой на карту продуктивных растворов.

Если площадка очень крутая или слишком плоская для достижения нужного уклона может потребоваться выемка и перемещения грунта. Для оснований с крутым уклоном существуют менее дорогие варианты, чем перемещение грунта. Например, основание с переменным уклоном, когда дно площадки более плоское, чем ее верх. Кроме того, для оснований с крутым уклоном могут быть лучшим вариантом долинные или ступенчатые основания.

Трубчатый нижний дренаж для сбора продуктивного раствора

Перфорированные трубы помещают внутри дренажного слоя, и они способствуют сбору растворов. Кроме этого они помогают предотвратить формирование давления свободной воды на основание площадки в схемах, использующих гравитационный дренаж и уменьшают возможность потерь продуктивных растворов за счет растекания.

Дренажные трубы бывают напрямую связаны с системой труб, ведущих к картам сбора продуктивных растворов или, могут быть направлены через обводную сборную канаву или сборный коллектор.

Коллекторная дренажная система в штабеле проектируется так, чтобы поддерживать зону насыщения по возможности на более низком уровне, но при этом обеспечивать постоянство и минимальный градиент потока раствора через штабель.

Сборная система должна действовать как фильтр для руды, чтобы мелкие частицы не сдвигались и не перемещались растворами в сборные трубы и траншеи.

Как и изоляция, коллекторная система должна быть химически устойчивой к выщелачивающим растворам. Это включает подбор размеров отверстий, либо установку фильтрующих устройств на отверстиях трубок и сведение к минимуму разрушения дренажного материала растворами.

Способ кучного выщелачивания руд патент РФ 2283879

Способ кучного выщелачивания руд предназначен для извлечения цветных, редких, радиоактивных и благородных металлов путем орошения выщелачивающими растворами рудного штабеля. Способ включает дробление руды, окомкование руды, отсыпку штабеля, орошение штабеля руды выщелачивающим раствором. Причем после дробления руду разделяют на фракции, а отсыпку штабеля осуществляют однородными по фракциям слоями с уменьшением крупности руды от нижнего слоя к верхнему слою. Кроме того, отсыпку штабеля руды осуществляют наклонными от центра к боковым поверхностям штабеля слоями с разделением слоев перфорированной полимерной пленкой. При отсыпке штабель руды ориентируют широкой частью на юг. Орошение штабеля руды выщелачивающим раствором осуществляют под водорастворонепроницаемой светопрозрачной пленкой, при этом в зимний период поверх пленки размещают искусственный теплоизолятор. Техническим результатом изобретения является повышение эффективности выщелачивания за счет увеличения скорости выщелачивания в результате снижения негативного эффекта кольматации в штабеле руды, а также за счет повышения температуры в штабеле руды и уменьшения выбросов загрязняющих веществ. 2 з.п. ф-лы, 2 ил.

...