А, М. Кунаев, Б. К. Кенжалиев теория и практика кучного выщелачивания меди алматы «гылым» 1998 4

264 
 
извлечение  меди  за  одно  орошение  на  0,3-0,5  %  выше,  а  удельный  расход 
кислоты на 0,5-0,7 г/г Сu меньше, чем при выщелачивании с полным оборотом 
хвостовых  растворов.  При  повышении  же  в  последних  концентрации  кислоты 
до  6,2-6,5  г/дм
3
  извлечение-  меди  возрастает  до  уровня  выщелачивания  без 
оборота хвостовых растворов. 
Замена  свежим  раствором  40  %  хвостовых  растворов  также  значительно 
улучшает  показатели  процесса.  Так,  при  концентрации  кислоты  в  растворе  5,83 
г/дм
3
  степень  извлечения  меди  при  одном  орошении  и  содержание  меди  в 
растворе  при  выщелачивании  руды  как  без  оборота  (цикл  8),  так  и  с  оборотом 
хвостовых растворов (цикл 7), одинаковы и составляют соответственно 0,827 % и 
0,85 г/дм
3
. Удельный расход кислоты при обороте хвостовых растворов на 0,67 т 
больше, чем без их оборота, и требует 5,17 т кислоты на тонну меди, что является 
вполне приемлемым расходом для кучного выщелачивания[168]. 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 

265 
 
Таким  образом,  выщелачивание  актогайских  оксидных  руд  можно 
рентабельно  осуществлять  с  полным  оборотом  или  частичным  выводом 
хвостовых  растворов  при  некотором  увеличении  удельного  расхода  кислоты. 
Данное  обстоятельство  крайне  важно  при  практическом  внедрении  процесса 
кучного выщелачивания в маловодных условиях Казахстана.  
Следует отметить, что при выщелачивании руды растворами, содержащими 
около  5  г/дм
3
  серной  кислоты,  при  плотности  орошения  40  дм
3
/т  и  паузе  в 
орошении  -  1  сут,  после  достижении  извлечения  45-48  %  концентрация  меди  в 
растворе  заметно  снижается  (цикл  9). Увеличение  концентрации  кислоты до 6,4 
г/дм
3
  и  снижение  плотности  орошения  до  20  дм
3
/т  позволяет  повысить 
содержание меди в растворе до 0,49 г/дм
3
 (цикл 10), но извлечение меди остается 
при  этом  еще  низким.  Повысить  концентрацию  меди  на  данной  стадии  с 
некоторым  увеличением  степени  извлечения  можно  и  увеличением  паузы  в 
орошении до двух суток (циклы 12 и 14-19). 
Снижение  же  плотности  орошения  до  21  дм
3
/т  с  одновременным 
увеличением  паузы  в  орошении  до  двух  сут  позволяет  вновь  поднять 
концентрацию  меди  в  растворе  до  1,08  r/'дм
3
,  а  степень  извлечения  меди  за 
орошение - до 0,53 % (цикл 14). Удельный расход кислоты при этом снижается до 
3,59 т / т меди, что указывает на интенсивное окисление и выщелачивание суль-
фидной меди с образованием серной кислоты. Это подтверждается результатами 
испытаний  по  определению  оптимальной  концентрации  кислоты  в  растворе 
(циклы  17-19),  показывающими  эффективность  выщелачивания  на  конечной 
стадии растворами, содержащими 2,5 г/дм
3
  серной  кислоты.  При  этом  удельный 
расход кислоты 2,7-3,9 т/т меди. 
Следует отметить, что в целом проведенные испытания [48] подтверждают 
результаты  лабораторных  экспериментов  и  позволяют  рекомендовать  в 
зависимости  от  степени  извлечения  меди  следующий  режим  выщелачивания 
руды; 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 

266 
 
         1)  на  начальной  стадии  процесса  (извлечение  меди  составляет  28-30  %) 
выщелачивание  надо  проводить  без  паузы  в  орошении,  при  концентрации 
кислоты  в  растворе  5-6  г/дм
3
  и  плотности  орошения  40  дм
3
  раствора  на  тонну» 
руды; 
         2) на средней - (извлечение меди от-30 до 60 %) при одно- суточной паузе в 
орошении  растворами,  содержащими  5  г/дм
3 
серной  кислоты,  и  плотности 
орошения 40 дм
3
 раствора на тонну руды; 
         3)на  завершающей  -  при  двухсуточной  паузе растворами, содержащими  2,5 
г/дм
3
 кислоты, и плотности орошения 20-25 дм
3 
раствора на тонну руды. 
При  соблюдении  этих  условий  удельный  расход  кислоты  на  двух  этапах 
выщелачивания меняется в пределах 4-6, а на конечной стадии - 2,5-3,59 т/т меди 
при содержании последней в растворе на всех этапах около 1,0 г/дм
3
 (табл. 50). С 
течением  времени  в  растворах  накапливаются  примеси,  которые  могут  быть 
выведены  из  схемы  выщелачивания,  предложенной  нами  ранее  при  проведении 
лабораторных экспериментов. 
С целью установления сквозного извлечения меди за все время испытания 
проводили опробование отвала после  выщелачивания.  Поверхность отвала  была 
разбита на квадраты размером 2,1x2,1. В центре каждого квадрата было сделано 
углубление- шурф на 3,0-3,5 метра с диаметром 1 метр. Со стенок каждого шурфа 
была взята проба по кольцу с задиркой. Вес каждой полученной пробы составил 
20 кг. Из 24 проб была составлена средняя. Отбор и анализ проб производились 
по известной методике [180]. 
Химический  анализ  руды  после  выщелачивания  следующий,  %:  Си  0,078; 
Si0
2
 - 66,57; А1
2
0
3
 - 13,8; Fe
2
0
3
 - 2,2; FeO - 1,2; CaO - 1,8; MgO - 1,3. Как видно, 
содержание  меди  в  руде  снизилось  с  0,39  до  0,078  %,  а  общее  извлечение  ее 
составило 80 %. По анализу же растворов за неполных три сезона выщелачивания 
из 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 

267 
 
влечено 80,75 % меди. Неувязка составила - 0,75 %. В раствор перешло около 50 
% железа. 
В процессе испытаний регулярно замеряли скорость пер- оляции растворов 
на отвале. Установлено, что она снизилась бо- iee чем в пять раз (с 0,5 до 0,098 
м/ч)  на  начальном  этапе  выщелачивания  (30-40  сут),  в  дальнейшем  падение 
скорости шло постепенно. Уменьшение фильтрационной способности отвала свя- 
sano  с  хорошей  декрептируемостью  руды,  о  чем  свидетельствуют  данные 
ситового анализа руды после выщелачивания (табл. 51), 
 
которая  разрушается.  Количество  крупной  фракции  -200+100  мм  уменьшилось 
более,  чем на 80,  а самой  мелкой  -20+10 мм  увеличилось на  26,8  %.  Поскольку 
руда  в  процессе  выщелачивания  самоизмельчается,  на  практике  не  требуется 
специального ее дробления. 
Вынос ила с растворами из-под отвала наблюдался только в течение первых 
20-30  сут  (от  1  до  0,1  г/дм
3
),  после  чего  его  содержание  в  растворах  резко 
снижалось и не превышало 0,01 г/дм
3
. 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 

268 
 
 
 
 
По  химическому  составу  илы  близки  к  исходной  руде.  Обобщая 
полученные  данные,  можно  сделать  вывод,  что  медная  руда  оксидной  зоны 
Актогайского 
месторождения 
- 
благоприятное 
сырье 
для 
кучного 
выщелачивания. 
На  основании  опытно-промышленных  испытаний  выданы  исходные 
данные  на  проектирование  промышленного  участка  кучного  выщелачивания  на 
месторождении  Актогай.  Результаты,  полученные  в  ходе  исследований  и 
испытаний 
кучного 
выщелачивания, 
использованы 
геологическими 
организациями  Казахстана  при  представлении  материалов  в  Государственный 
комитет по  запасам  полезных  ископаемых  СССР.  В  результате  этого  впервые  в 
геологической  практике  оксидные  вскрышные  породы  месторождения  Актогай 
утверждены  в  качестве  балансовых  руд.  Запасы  месторождения  увеличились 
почти  на  100  млн  т  руды,  что  только  за  счет  экономии  на  геологоразведочных 
работах дало экономический эффект в 1,043 млн руб в ценах 1991 года. 
Министерство  цветной  металлургии  приняло  решение  о  первоочередном 
строительстве  при  освоении  месторождения  Малого  Актогая  для  кучного 
выщелачивания вскрышных пород. Институт Гипроцветмет выполнил проектную 
проработку  данного  варианта  освоения  месторождения.  По  расчету, 
выполненному  Южно-Казахстанским  геологоуправлением,  ожидаемый  эконо-
мический эффект от производства меди кучным выщелачиванием 
 
 
 
 
 
 
 
 

269 
 
при переработке отвала в 3 млн т составит 1,391 млн руб. в год или около 46 млн 
рублей при переработке всех вскрышных пород Актогая в ценах 1991 года. 
Таким  образом,  результаты  проведенных  исследований  показывают 
эффективность содружества металлургов и геологов, начиная с предварительной 
геологоразведки  месторождений.  Увеличивая  комплексность  использования 
сырья  со  значительным  экономическим  эффектом,  оно  способствует  также 
скорейшему освоению месторождений. 

жүктеу/скачать 27,65 Mb.

Достарыңызбен бөлісу: