18

Размещено на http://www.allbest.ru/

Размещено на http://www.allbest.ru/

Автореферат диссертации на соискание ученой степени

доктора технических наук

Научно-методологические основы производства золота на заключительном этапе разработки месторождений

Специальность: 25.00.22 - Геотехнология (подземная, открытая и строительная)

Логачев А.В.

Новочеркасск-2009

Диссертация выполнена на кафедре «Подземная разработка месторождений полезных ископаемых» Южно-Российского государственного технического университета (Новочеркасского государственного политехнического института)

Научный консультант:

доктор технических наук, профессор

РАЗОРЕНОВ ЮРИЙ ИВАНОВИЧ

Официальные оппоненты:

доктор технических наук, профессор

КАРГИНОВ КАЗБЕК ГЕОРГИЕВИЧ

доктор технических наук, профессор

ВОРОБЬЕВ АЛЕКСАНДР ЕГОРОВИЧ

доктор технических наук, профессор

КОНДРАТЬЕВ ЮРИЙ ИВАНОВИЧ

Ведущая организация:

МОСКОВСКИЙ ГОСУДАРТВЕННЫЙГОРНЫЙ УНИВЕРСИТЕТ

Общая характеристика работы

Актуальность диссертационной работы. Положение золоторудной промышленности России осложняется ухудшением качественного состава золотосодержащего сырья, что переводит более 50% запасов золота в категорию неактивных. Ограниченность ресурсной базы золота сокращает возможности сохранения показателей добычи золота на должном уровне. По запасам золота Россия занимает третье место в мире, а по отношению к СНГ ее запасы составляют от 54 до 63 %. Количество добытого золота из россыпей снижается в связи с истощением запасов, снижением содержания, а также изменением экономических условий. Потребление золота в мире составляет 3000-3100 т/год, а его добыча - только 2300 т. Разработка золоторудных месторождений характеризуется, преимущественно, двух-стадийной выемкой запасов: богатые в первую стадию, бедные - во вторую. Наращивание конкурентоспособного и рентабельного производства золота основывается на комбинировании традиционной горной технологии с новыми технологиями: кучным и электро-сорбционным выщелачиванием, электрохимическим извлечением, гидрометаллургическим переделом растворов и т.п. Сырьем для повторного извлечения золота являются отходы флотационного обогащения руд и запасы некондиционного сырья. В мировой практике золото из бедных и забалансовых руд с содержанием 1,2-0,6 г/т и отходов горного и обогатительного производства с содержанием 0,6-0,3 г/т извлекается методами выщелачивания с экономической эффективностью. При этом капитальные затраты на производство золота могут быть снижены в 3-4 раза, а себестоимость - в 1,5-2 раза, что особенно важно в современных экономических условиях. Решение проблемы повторной добычи золота из отходов добычи и обогащения руд сдерживается недостаточностью исследований в области технологий извлечения золота из низкосортного сырья. Вопросы получения золота из накопленных отходов добычи и переработки руд на завершающем этапе разработки золоторудных месторождений формирует самостоятельную крупную проблему горной науки и практики.

Целью работы является повышение эффективности освоения золоторудных месторождений за счет комплексирования возможностей традиционных и инновационных технологий получения металлов из накопленных отходов добычи и переработки руд на завершающем этапе разработки.

Основная идея работы заключается в создании на первом этапе разработки месторождений благоприятных условий для извлечения золота из некондиционных запасов природных и техногенных месторождений на последующих этапах разработки.

Основные защищаемые научные положения:

1. При разработке сложно-структурных маломощных золоторудных месторождений с резкими изменениями условий залегания, состава и качества руд с опережающей выемкой богатых руд на первом этапе и последующей выемкой бедных руд на втором этапе, в недрах и на поверхности создаются техногенные месторождения некондиционного сырья, которые могут быть использованы на третьем этапе эксплуатации.

2. Поэтапная разработка месторождений с вовлечением в разработку запасов техногенных месторождений обеспечивает возможность перманентного варьирования количеством (в границах до 100%) и качеством (до фонового содержания) запасов и производственной мощности с оптимизацией параметров добычи по сумме дисконтированной прибыли.

3. Показатели извлечения золота из запасов техногенных месторождений улучшаются до приемлемого по экономическим соображениям уровня, а остаточное содержание уменьшается до фоновой величины при использовании инновационных технологий подземного, кучного, сорбционного и электрохимического извлечения металлов.

4. Максимальное извлечение золота при поэтапной разработке месторождения обеспечивается выходом оптимальной для выщелачивания крупности руд, дифференцировано для прожилкового и вкрапленного типа оруденения при взрывной отбойке и размещением хвостов обогащения в хранилищах из условия использования феномена природного выщелачивания.

5. Эколого-экономическая эффективность трехэтапной разработки месторождений определяется величиной сквозного коэффициента извлечения разносортных золотосодержащих минералов, включая и техногенные, совокупностью отличительных признаков месторождения, объемами добычи разносортных руд, технологической оснащенностью объектов и особенностями физико-химических процессов переработки.

Методы исследований: обобщение и анализ литературных источников и ранее выполненных исследований, данных практики и патентной информации, научное классифицирование, теоретические обоснования, аналитические расчеты, экспериментальные исследования в лабораторных и производственных условиях, графоаналитические построения и технико-экономический анализ.

Обоснованность и достоверность научных положений и выводов диссертационной работы обеспечивается проведением необходимого объема теоретических и экспериментальных исследований, соответствием результатов расчетов данным лабораторных и промышленных экспериментов и практики, выполнением необходимых технологических проработок, апробацией полученных результатов и использованием основных положений работы на производстве.

Научная новизна и значимость состоит в том, что впервые:

1. Установлена возможность перехода от двухэтапной выемки к трехэтапной выемке запасов, в том числе техногенных, при разработке сложно-структурных маломощных золоторудных месторождений с резкими изменениями условий залегания, состава и качества руд.

2. Доказана целесообразность перманентного варьирования количеством и качеством запасов и производственной мощности предприятия с оптимизацией параметров добычи по сумме дисконтированной прибыли при поэтапной разработке месторождений.

3. Обоснована возможность извлечения золота из запасов природных и техногенных месторождений при использовании инновационных технологий извлечения металлов до приемлемого по экономическим соображениям уровня и уменьшения остаточного содержания до фонового.

4. Оптимизирована дифференцировано для прожилкового и вкрапленного типа оруденения крупность руд при взрывной отбойке для целей выщелачивания золота при поэтапной разработке месторождения.

Достоверность научных положений, выводов и рекомендаций обеспечивается комплексным использованием методов исследований, представительностью исходных данных, необходимым и достаточным объемом теоретических исследований, лабораторных, технологических, опытных и опытно-промышленных экспериментов, высокой сходимостью их результатов, а также реализацией теоретических положений в практике.

Научное значение работы состоит в теоретическом обосновании повышения полноты использования недр при поэтапной разработке золоторудных месторождений с варьированием количеством и качеством запасов и производственной мощности предприятия и технологическом воздействии на минеральное сырье на всех этапах разработки месторождений.

Практическое значение работы:

- методология выбора технологий разработки техногенных месторождений может быть использована на третьем этапе эксплуатации золоторудных и аналогичных им месторождений;

- метод перманентного варьирования количеством и качеством запасов и производственной мощности предприятия с оптимизацией параметров добычи по сумме дисконтированной прибыли может быть востребован при вовлечении в разработку запасов техногенных месторождений;

- конструктивные параметры инновационных технологий подземного, кучного, сорбционного и электрохимического извлечения металлов могут быть положены в основу модернизации предприятий;

- методика взрывной отбойки некондиционных руд, оптимальной для выщелачивания крупности дифференцировано для прожилкового и вкрап-ленного типа оруденения позволяет улучшить показатели выщелачивания;

- метод определения эколого-экономической эффективности разработки месторождений по величине сквозного коэффициента извлечения разносортных золотосодержащих минералов дает возможность компенсировать потери и получить прибыль.

Реализация результатов работы. Рекомендации работы использованы при разработке запасов на руднике «Бадран» комбината «Индигирзолото». Внедрение поэтапной разработки обеспечило фактический экономический эффект 372,5 тыс.руб. (в ценах 1992г.). Рекомендации по проектированию технологических комплексов выщелачивания золота из хвостов обогащения, бедных и забалансовых руд приняты для реализации предприятиями Сибири, например, Верхне-Индигирского золоторудного района Якутии, Северо-Кавказскими (Садон, Уруп, Тырныауз) и северного Казахстана. Основные результаты диссертации используются при проведении лекций, лабораторных и практических работ в ЮРГТУ(НПИ), СКГМИ, МГГУ, РГГРУ.

Апробация работы. Основные результаты диссертационной работы докладывались на: научных семинарах ЮРГТУ (1996-2007гг.); СКГМИ (1999-2008 гг.); научных симпозиумах «Неделя Горняка» в МГГУ(2000-2008 гг.); «Устойчивое развитие горных территорий: проблемы регионального сотрудничества и региональной политики горных районов» СКГМИ, г. Владикавказ (2001 г.); международных научно-практических конференциях «Перспективы развития Восточного Донбасса» ШФ ЮРГТУ(НПИ), (г. Шахты, 1995-2008 гг.); «Ресурсовоспроизводящие, малоотходные и природоохранные технологии освоения недр» (г. Москва, 2002-2003 гг.); «Новые идеи в науках о Земле» (г. Москва, 2001, 2003 гг.); «Геотехнология: нетрадиционные способы освоения месторождений полезных ископаемых» (г. Москва, 2003 г.); «Стратегия развития минерально-сырьевого комплекса в XXI веке» (г. Москва, 2004 г.); «Комбинированная геотехнология: развитие способов добычи и безопасность работ» (г. Магнитогорск, 2003 г.); «Геология, генезис и вопросы освоения комплексных месторождений благородных металлов» (г. Москва, 2002 г.); Республиканской научно-практической конференции «Пути решения актуальных проблем добычи и переработки полезных ископаемых» (г. Якутск, 2003 г.); всероссийской выставке-ярмарке научно-исследовательских работ и инновационной деятельности «ИННОВ-2003» (ЮРГТУ(НПИ), г. Новочеркасск, 2003 г.); между-народной конференции «Социально-экономические и экологические проблемы горной промышленности строительства и энергетики» (ТулГУ, г. Тула, 2005 г.); всероссийском инновационном форуме «ИННОВ-2005» (ЮРГТУ(НПИ), г. Новочеркасск, 2005 г.); международной научно-практической конференции «Горнодобывающий комплекс России: состояние, перспективы развития» (СКГМИ, г. Владикавказ, 2006 г.); международной научно-практической конференции «Перспективы освоения подземного пространства» (НГУ, г. Днепропетровск, 2007 г.); международной научной конференции «Устойчивое развитие горнорудной промышленности» (КТУ, г. Кривой Рог, 2007г.); выставке-ярмарке, посвященной 100-летию ЮРГТУ (ЮРГТУ(НПИ), г. Новочеркасск, 2007 г.); заседании кафедры «Подземное, промышленное, гражданское строительство и строительные материалы» (ШФ ЮРГТУ(НПИ), г. Шахты, 2007г.); кафедры «Технологии разработки месторождений» (СКГМИ, г. Владикавказ, 2007 и 2008 гг.); международной научно-практической конференции (МГТУ, г. Сибай, Магнитогорск, 2007 г.); международной научно-практической конференции «Геоэкология и рациональное природопользование» (БГУ, г. Белгород, 2007 г.); международной научно-практической конференции «Ресурсовоспроизводящие, малоотходные и природоохранные технологии освоения недр» (РУДН, г. Москва-Караганда. 2007 г.); международной конференции «Горное, нефтяное, геологическое и геоэкологическое образование в XXI веке» (РУДН, г. Москва-Горно-Алтайск, 2008г.); международной конференции «Ресурсовоспроизводящие, мало-отходные и природоохранные технологии освоения недр» (РУДН, г. Москва-Ереван, 2008 г.); заседаниях технических советов НТЦ «Наука и практика»

(г. Ростов-на-Дону, 2007 г.), ОАО «Ростовшахтострой» (г. Шахты, 2008 г.) и ОАО «Ростовгипрошахт» (г. Ростов-на-Дону, 2008 г.); научно-технических совещаниях РАО «Норильский никель» (1980-2004 гг.) и Джимидонской горнорудной компании (2003-2002 гг.).

Диссертационная работа выполнена в рамках госбюджетной теме №3,05 «Разработка научных основ оценки и разработки месторождений с учетом взаимосвязи и взаимозависимости» и федеральной целевой программы «Научные и научно-педагогические кадры инновационной России» на 2009-2013 годы по теме «Исследование и разработка инновационных технологий комбинированной механохимической активации извлечения металлов из некондиционного сырья» (шифр заявки 2009-1.1-151-066-012) по государственному контракту № 02.740.11.0323.

Публикации. По результатам выполненных исследований опубликовано 46 работ (в том числе 12 статей - в периодических научных и научно-технических изданиях, рекомендованных ВАК РФ), в том числе 3 коллективных монографий, 1 авторское свидетельство на изобретение.

Объем и структура работы. Диссертационная работа состоит из введения, 5 глав, заключения и содержит 302 страниц машинописного текста, 51 таблицу, 140 рисунков и список литературы из 186 наименований.

Основное содержание работы

Защищаемое положение 1. При разработке сложно-структурных маломощных золоторудных месторождений с резкими изменениями условий залегания, состава и качества руд с опережающей выемкой богатых руд на первом этапе и последующей выемкой бедных руд на втором этапе в недрах и на поверхности создаются техногенные месторождения некондиционного сырья, которые могут быть использованы на третьем этапе эксплуатации.

Россия является единственной в мире страной с добычей золота более 100 т/год из россыпных месторождений, хотя около 80% запасов золота локализуется в рудных месторождениях. За более чем двухсотлетний период освоения запасы россыпей в значительной степени исчерпаны. Более ѕ золота России находится в неблагоприятных для горных работ районах Севера, Сибири и Дальнего Востока.

Среднее содержание золота в рудах месторождений мира изменяется от 7,5 г/т в ЮАР до 2,2 г/т в США, а в России оно составляет 0,6-4 г/т. Удельные затраты на получение золота в России в 1,5-2 раза превышают затраты на переработку аналогичных по качеству руд месторождений других стран.

Основная золотоносная республика России - Якутия. Из коренных и россыпных месторождений используются 535 месторождений, а 380 состоит в резерве.

Российские месторождения золота характеризуются разнообразием форм рудных тел, мощности, угла падения и протяжённости залежей. Такое разнообразие геологических условий и свойств горных пород определяет специфику технологий их разработки и позволяет выделить эти месторождения в группу сложноструктурных.

Чтобы добыть 1 кг золота при его содержании в 1 т руды 4-5 г, нужно отбить, выдать на поверхность и переработать 200-250 т руды, а для получения 1 т золота нужно переработать 200-250 тыс. т руды. Хвосты переработки переходят в разряд обедненных руд и формируют техногенные месторождения.

Основные потери в недрах связаны с оставлением целиков по геомеханическим условиям. Так, при разработке золоторудного месторождения Бадран оставляли рудные целики, из-за которых потери золота достигали 35 %.

Разработка месторождений, в том числе и золота, представляет собой совокупность систем извлечения полезного ископаемого, объединяемых по критерию экономической целесообразности. В зависимости от внешних условий существования систем горное предприятие переживает от одного до нескольких этапов (рис.1).

18

Размещено на http://www.allbest.ru/

Размещено на http://www.allbest.ru/

Рис.1. Этапы разработки месторождения

Первый этап характеризуется опережающей выемкой наиболее богатых участков месторождения с целью скорейшего получения финансовых потоков для развития производства от реализации золота на рынке. Потери в целиках и хвостах обогащения компенсируются увеличением выдачи богатых руд, запасы которых еще велики.

Поскольку большинство золота добывается на малых по объему производства, слабо вооруженных технологически и удаленных географически предприятиях, то количество хвостов переработки золотых руд продолжает увеличиваться, омертвляя добытое из недр сырье. Технология обогащения руд не позволяет полностью извлечь золото, поэтому с хвостами теряется до 30% полезных компонентов.

Второй этап характеризуется снижением запасов богатых руд, расположенных в удобных для их выемки участках месторождений. Уменьшение содержания золота в руде компенсируется увеличением добычи с целью сохранения количества выпускаемого золота. В горный передел вовлекаются объемы бедных и убогих руд, превышающие объемы первого этапа в разы.

Возможность получения золота, минуя стадию обогащения на земной поверхности, предоставляют технологии с подземным выщелачиванием. Одна только конверсия производства на бедные руды экономически не всегда оправдана, поскольку для выщелачивания требуется длительное время и реконструкция производства. К тому же, для создания компенсационного пространства при отбойке и дроблении горной массы все равно необходимо отбить и выдать на поверхность около 40% руды. Эта руда частично обогащается по традиционной технологии, а частично выщелачивается в штабелях.

Рационализация производства сводится к нахождению приемлемого компромисса между количеством и качеством разносортных руд выдаваемых на земную поверхность и оставляемых для переработки на месте залегания.

В развитие этого направления внесли вклад: Лаверов Н.П., Трубецкой К.Н., Ласкорин Б.Н., Чантурия В.А., Аренс В.Ж., Бубнов В.К., Л.И. Водолазов, Голик В.И., Каплунов Д.Р., Котенко Е.А.,Ломоносов Г.Г., Лобанов Д.П. , Мосинец В.Н., Нестеров Ю.Н., Секисов Г.В., Тедеев М.Н., Фазллулин М.И., Хабиров В.В., Шемякин Е.И., Шестаков В.А., Гаррелс Р.М., Гриссбах Р., Крайст Ч.Л., Шенк Г., Фритс Дж. и др.

Существенный вклад в теорию выщелачивания внесли: Воробьев А.Е., Остроушко И.А., Кондратьев Ю.И., Келин В.Н., Хулелидзе К.К., Городничев А.П., Ростованов С.Э.

При среднем сроке существования золотодобывающего предприятия 20-30 лет ликвидация его инфраструктур сопровождается омертвлением добытых руд в виде хвостов первичной переработки на обогатительной фабрике. Среднегодовой выход хвостов с одной фабрики по предприятиям золотодобычи - 200-250 тыс.т. Запасы хвостов в хранилищах нередко сравнимы с запасами новых месторождений.

Поэтому часть горных предприятий еще на предыдущих этапах осваивает технологии переработки первичных хвостов, а после завершения второго этапа полностью переходит на освоение техногенного сырья. Стали доступными перевод в раствор и извлечение из раствора золота из хвостов с содержанием до 1г/т.

Нами предложена типизация технологий выщелачивания по условиям разработки (табл.1).

Таблица 1

Выбор технологий выщелачивания по условиям разработки

Критерии выбора	Технология выщелачивания
	Кучное выщелачивание	Подземное выщелачивание	Скважинное выщелачивание
Географо-экономические условия
Климат	Теплый, умеренный	Теплый, умеренный, суровый	Теплый, Умеренный
Рельеф поверхности	Равнинный	Равнинный, расчлененный	Равнинный
Освоенность района	Освоенные районы	Различная
Состояние горных работ	Карьер	Рудник	Совмещение с горными работами нежелательно
Горно-геологические условия месторождения
Тип месторождения	Скальные массивы, коры выветривания	Скальные массивы	Коры выветривания скальных месторождений
Морфологический тип рудных тел	-	Штокверки, крутопадающие жилы	Пологозалегающие и крутопадающие залежи
Состояние горного массива	-	Зоны дробления, сланцевания, трещиноватости	Зоны дробления, песчано-галечные отложения
Глубина залегания рудных тел, м	-	От 50-60 до 500	От 20-30 до 700-1200
Мощность рудных тел	-	Без ограничения	Без ограничения
Гидрогеологические условия
Обводненность рудных тел	-	Водопритоки 100-300 м/ч	Обводненные рудные тела
Характер водоупоров	Подстилающий региональный	Верхний и нижний региональные, локальный
Минерализация вод	-	Пресные, слабосоленые	Слабоминерализованные
Коэффициент фильтрации в массиве	-	0,5 - 5,0 м/с.	0,5 - 20 м/с.
Температура вод, С0	-	От +4 до +40	От +4 до +80
Геотехнологические свойства руд
Тип минерализации	Убого-сульфидный, окисленные	Убого-сульфидный, окисленные
Окисленность руд	Окисленные	Разно-окисленные
Характер рудной минерализации	Прожилковый, вкрапленный	Без ограничения
Содержание глинисто-алевролитовой фракции, %	5-15	3-5	До 20

Оптимальной по экономическому критерию схемой разработки месторождения является реализация всех трех этапов подземной разработки, увязанная во времени и пространстве (рис.2).

18

Размещено на http://www.allbest.ru/

Размещено на http://www.allbest.ru/

Рис.2. Принципиальная схема разработки месторождения в 3 этапа

В XX в. металлы из потерь и отходов первых циклов разработки выщелачивали в СССР, США, Канаде, Франции, Австралии, Бразилии и других странах. Промышленное кучное выщелачивание золота впервые осуществлено в Неваде в 1974 г. Исходным сырьем являлись руды с содержанием золота менее 2,5 г/т. В 1980-е годы метод получил глобальное распространение после освоения агломерации руд.

Кучным выщелачиванием добывается половина добычи золота в мире. Оно позволяет извлекать до 40-80 % золота (табл.2).

Таблица 2

Показатели извлечения золота из убогого сырья кучным выщелачиванием

Месторождение, год	Содержание, г/т	Производительность, тыс. т/год	Количество и размеры кучи, м	Расход реагентов, кг/т	Содержание в растворе, г/т	Извлечение, %
Смоуки Вэлли	1,87	6350 т/сут	5 куч по 36300 т, 122•76•37	NaCN-0,3 NaOH-0,15	0,86	67
Виндфолл венчури	0,96	200	152•91•10	NaCN -0,4	0,69	80
Ортиз	1,72	680	8 куч по 13600 т, 615•58•4	NaCN- 0,75 СаО-2	-	80
Кортез Гоул	1,23	422-970	107•137•6 154000 т	NaCN- 0,9; NaOH - 0,2	0,86	54-66

В США работает до 150 установок кучного выщелачивания производительностью от 0,1 до 3,5 млн.т горной массы в год для извлечения золота и серебра. При исходном содержании от 0,5 до 2,0г/т извлекается от 50 до 85% золота.

В России кучное выщелачивание золота применяют на предприятиях Восточного Забайкалья (Дарасун, Балей, Апрелковско-Пешковская рудоносная зона и др.). Материалом для кучного выщелачивания (КВ) служат бедные товарные, забалансовые руды и минерализованная масса с содержанием золота от 0,5 до 5 г/т.

В Узбекистане кучное выщелачивание в промышленном масштабе осуществляется из отвальных пород карьера Мурунтау. Годовая производительность предприятия КВ по перерабатываемой массе превышает 12 млн. т. Содержание золота в перерабатываемом сырье 0,5-0,8 г/т.

В странах СНГ перерабатывают руды золото-кварцевого и золото-кварц-сульфидного типов, а также окисленные руды золото-сульфидной формации. При крупности рудного материала до 25 мм извлечение золота составляет - 65-90%, серебра - 35-60%.

Практика двухэтапной разработки месторождений России характеризуется сочетанием открытого и подземного способов разработки месторождений и пиро- , гидрометаллургических технологий извлечения золота из руды (табл. 3).

Таблица 3

Этапы разработки золоторудных месторождений

Месторождение	Мощность, т/г.	Этап	Способ добычи	Способ переработки
Кубака (Магаданская обл.)	10-15	1	Открытый	Гидрометаллургия
Олимпиадинское (Красноярский кр.)	12-15	1	Открыто-подземный	Гидрометаллургия
Зун-Холба, Ирокинда, Кедровка, (Бурятия)	3-5	1	Открыто-подземный	Гидрометаллургия
Многовершинное (Хабаровский край)	3-5	1	Открыто-подземный	Гидро- и пирометаллургия
Майское, Чазы-Гол (Хакасия)	1-2	2	Открыто-подземный	Гидрометаллургия (КВ)
Покровский рудник (Амурская обл.)	1-2	2	Подземный	Гидрометаллургия (КВ)
Бадран (Саха)	1-2	2	Подземный	Гидрометаллургия
Березовское (Урал)	2-5	2	Подземный	Гидро и пирометаллургия
Коммунарское(Урал)	2-5	2	Подземный	Гидро и пирометаллургия
Кочкарское (Урал)	2-5	2	Подземный	Гидро и пирометаллургия
Советский (Урал)	2-5	2	Подземный	Гидро и пирометаллургия
Дарасунское (Забайкалье)	2-5	2	Подземный	Гидро и пирометаллургия
Ключевское	5	2	Открыто-подземный	Гидрометаллургия
Балейское (Забайкалье)	5	2	Открыто-подземный	Гидро и пирометаллургия
«Железные шляпы» месторождений Урала	2-5	2	Открыто-подземный	Гидро и пирометаллургия

С понижением горных работ и ухудшением качественного состава золотосодержащего сырья выход отходов на единицу выпускаемой продукции при добыче, обогащении и металлургическом переделе сырья увеличивается, а темпы образования техногенных месторождений опережают темпы разведки новых месторождений.

Развитие минерально-сырьевой базы золота России возможно при прогрессе технологий извлечения золота из техногенных месторождений. Технологические задачи этого направления решаются в рамках проблемы селективной отработки месторождений с приоритетом добычи богатых руд на первом этапе разработки и оставлением не отбитых запасов бедных руд для второго и третьего этапов разработки месторождений.

Золотосодержащие минеральные ресурсы могут перерабатываться со снижением капитальных затрат на производство золота в 3-4 раза, а себестоимости в 1,5-2 раза.

Таким образом, установлено, что при разработке золоторудных месторождений с особыми геологическими и горнотехническими условиями при опережающей выемке богатых руд на первом этапе и последующей выемке бедных руд на втором этапе создаются условия для выемки запасов некондиционного сырья на третьем этапе эксплуатации.

Защищаемое положение 2. Поэтапная разработка месторождений с вовлечением в разработку запасов техногенных месторождений обеспечивает возможность перманентного варьирования количеством (в границах до 100%) и качеством (до фонового содержания) запасов и производственной мощности с оптимизацией параметров добычи по сумме дисконтированной прибыли.

Первый этап разработки характеризуется, преимущественно, двух-стадийной выемкой запасов: богатые в первую стадию, бедные - во вторую. Регулярные рудные целики оставляют независимо от содержания полезного компонента. Бедные руды в виде целиков оставляют для разделения массивов на безопасные участки.

В условиях рыночной экономики сокращение величины этих запасов на первом этапе разработки имеет существенное значение, поскольку производственная мощность рудника в этой стадии еще мала и возможности для финансовых маневров ограничены.

Вовлечение в эксплуатацию запасов богатых руд без снижения производственной мощности рудника или с ее увеличением осуществляется переходом на новую технологию с более высокими технико-экономическими показателями.

Эффективность разработки месторождения на этапе 1:

(1)

где П₁- прибыль, руб.; А₁ - производственная мощность предприятия, т/год; ц₁ - извлекаемая ценность руды, руб/ед.; с₁ - стоимость добычи и переработки, руб/ед.; - коэффициент дисконтирования затрат и прибыли, доли ед.; З_б - запасы балансовых руд, т; З_о -оцененные запасы месторождения, т; З_у+зб - запасы убогих и забалансовых руд.

Прибыль закономерно обеспечивается добычей запасов богатых руд даже при неполной производственной мощности с оптимизацией параметров добычи запасов по критерию дисконтированной прибыли.

При разработке на первом этапе экономия обеспечивается за счет снижения риска капиталовложений и переноса капитальных работ на будущие периоды, когда запасы будут изучены детально и предприятие может выполнять часть капитальных работ за счет собственных накоплений.

Второй этап разработки месторождения осуществляется при увеличении мощности рудника с вовлечением в эксплуатацию запасов менее богатых руд, от которых отказались при переходе на новые кондиции.

Применяют интенсивные технологии отбойки руд, поскольку геометризация запасов позволяет применить более производительное оборудование.

Вторым этапом отработки месторождения является отработка междукамерных целиков с обеспечением не только полноты выемки запасов, но и высокой интенсивности разработки месторождения.

Уменьшение извлекаемой ценности добываемой рудной массы даже при росте затрат на добычу и переработку при примерно равных капитальных затратах все же обеспечивает прибыль.

Эффективность разработки месторождения на втором этапе:

(2)

где П₂- прибыль, руб.; А₂ - производственная мощность предприятия, т/год; ц₂ - извлекаемая ценность руды, руб/ед.; с₂ - стоимость добычи и переработки, руб/ед.; - коэффициент дисконтирования затрат и прибыли, доли ед.; З_б - запасы балансовых руд, т; З_о -оцененные запасы месторождения, т; З_у+зб - запасы убогих и забалансовых руд.

На втором этапе эксплуатации месторождения прибыль закономерно обеспечивает добыча запасов убогих и забалансовых руд с ограниченной добычей богатых руд из целиков при сохранении или увеличении производственной мощности с оптимизацией параметров добычи запасов по сумме дисконтированной прибыли.

С середины прошлого столетия в горной промышленности развивается новое направление разработки рудных месторождений - выщелачивание металлов из отходов первых двух этапов разработки месторождений.

Если на первом этапе эксплуатации месторождений вынимаются только богатые руды с извлечением золота на гидрометаллургическом заводе, а на втором этапе богатые целики и бедные руды, то на третьем этапе перерабатываются:

-забалансовые руды, оставленные первыми двумя этапами разработки в подземных выработках;

- забалансовые руды, отсортированные из поднятой на поверхность горной массы;

- хвосты обогащения руд, добытых на первых этапах разработки месторождений.

Эффективность разработки месторождения на третьем этапе:

(3)

где П₃ - прибыль, руб; А₃ - производственная мощность предприятия, т/год; ц₃ - извлекаемая ценность руды, руб/ед.; с₃ - стоимость добычи и переработки, руб/ед.; - коэффициент дисконтирования затрат и прибыли, доли ед.; З_б - запасы балансовых руд, т; З_о -оцененные запасы месторождения, т; З_зб+хв- запасы забалансовых руд и хвостов обогащения.

Прибыль закономерно обеспечивает добыча запасов убогих и забалансовых руд с ограниченной добычей богатых руд из целиков при сохранении или увеличении производственной мощности с оптимизацией параметров добычи запасов по сумме дисконтированной прибыли.

Добыча полезных ископаемых состоит из процессов, выполняемых в определенной последовательности на различных этапах разработки (табл.4).

Таблица 4

Этапы разработки месторождений полезных ископаемых

Объект производства работ	Стадии работ	Продукт стадии	Качественная категория	Этапы
Месторождение	разведка и изыскания	запасы руд	балансовые руды	1
			забалансовые руды	2
			металло - породы	3
Балансовые запасы	добыча	извлекаемые	кондиционная	1
			некондиционная	1-3
		не извлекаемые	временные потери	2-3
			невосполнимые	-
Горная масса	обогащение	концентрат	кондиционный	-
			промпродукт	1-3
		хвосты	текущие	2-3
			лежалые	2-3
Концентрат	металлургия	металлы	качественные	-
		хвосты	текущие	2-3
			лежалые	2-3

Выбор путей совершенствования технологии осуществляется во взаимосвязи процессов разведки запасов, добычи, обогащения и металлургического передела на основе системного подхода с учетом возможностей использования горных выработок в дальнейшем (рис. 3).

18

Размещено на http://www.allbest.ru/

Размещено на http://www.allbest.ru/

Рис. 3.Стратегия выбора технологии разработки месторождения

С переходом к рыночной экономике многие горнодобывающие предприятия отказались от добычи бедных руд, полагая, что этим повышают качество сырья и рентабельность горных работ. Необоснованное уменьшение величины извлекаемых балансовых запасов привело к снижению производственной мощности рудников, что обусловило рост себестоимости добычи, обогащения и металлургического передела.

Поэтому решение задач выемки запасов необходимо осуществлять во взаимной увязке стадий разработки и производственной мощности рудника по единым критериям. Рентабельность предприятия обеспечивается или повышением качества продукции, или увеличением объема производства, или одновременно обоими способами.

Для повышения качества добываемой рудной массы необходимо или отказаться от части бедных запасов и повысить содержание металлов в добываемой руде балансовых запасов, или применить более трудоемкие технологии добычи. И в том и в другом случае производственная мощность рудника, удельные капитальные и эксплуатационные затраты существенно уменьшаются.

В свое время на многих горнорудных предприятий удалось повысить эффективность работы, благодаря вовлечению в эксплуатацию более бедных руд и увеличению производственных мощностей. Например, на золотых рудниках Алтая отказались от применяемой на первом этапе разработки селективной выемки богатых участков малопроизводительными горизонтальными слоями с сухой закладкой, с магазинированием руды и слоевым обрушением и перешли на валовую выемку более бедных запасов системами этажного и подэтажного обрушения и подэтажных штреков. Это позволило в несколько раз увеличить производственную мощность рудников, благодаря чему резко снизились затраты на добычу и обогащение и повысилась эффективность работы предприятий.

Таким образом, поэтапная разработка месторождений с вовлечением в разработку запасов техногенных месторождений за счет перманентного варьирования количеством и качеством запасов и производственной мощности позволяет оптимизировать параметры добычи золота по сумме дисконтированной прибыли при комплексировании этапов разработки месторождения.

Защищаемое положение 3. Показатели извлечения золота из запасов техногенных месторождений улучшаются до приемлемого по экономическим соображениям уровня, а остаточное содержание уменьшается до фоновой величины при использовании инновационных технологий подземного, кучного, сорбционного и электрохимического извлечения металлов.

Для подтверждения возможности извлечения золота из обедненного сырья при использовании инновационных технологий нами повторены исследования по известным методикам.

Возможности фильтрационного выщелачивания золота исследованы на хвостах переработки руд месторождения Бадран состава, %: 1,1 цинка, 0,6 свинца, 1,1 меди, 20,6 железа, 1,4 оксида кальция, 1,9 оксида алюминия, 43 диоксида кремния, 6,1 серы, 17,1 углерода, золота 1,2 г/т, серебра 240 г/т при температуре 18-20С и давлении 760 мм рт. ст. в 5 колоннах диаметром

100 мм, высотой 1,2 м. Скорость фильтрации растворов - 1,5-2 дм³/ч. (рис.4).

18

Размещено на http://www.allbest.ru/

Размещено на http://www.allbest.ru/

Рис.4.Схема стенда для перколяционного выщелачивания

Экспериментально установлено, что из хвостов флотации извлекается 75% серебра и 52% золота.

Аппроксимация результатов выщелачивания хвостов производилась по усредненным результатам трех опытов (в качестве реагентов серная кислота, соляная кислота, активированные стоки) в программе Excel 2007 (табл.5).

Таблица 5

Усредненные результаты экспериментов

Раствор, дм3	Средние значения содержания в фильтрате, мг/дм3
	Серная кислота	Соляная кислота	Активированные стоки
	Au	Ag	Au	Ag	Au	Ag
10	3,86	2,28	4,08	1,46	112,6	293,5
20	5,38	17,22	7,24	24,56	103,72	303,02
30	6,48	29,1	9,86	34,7	87,54	312,34
40	7,58	33,9	11,96	61,2	100,34	286,66
50	8,82	63,94	14,62	88,36	88,26	266,6
60	-	-	-	-	71,78	253,24
70	-	-	-	-	56,62	240,00
80	-	-	-	-	51,76	230,1
90	-	-	-	-	40,65	208,2
100	-	-	-	-	37,06	183,72
110	-	-	-	-	33,26	160,26
120	-	-	-	-	25,8	134,42
130	-	-	-	-	21,32	116,72
140	-	-	-	-	24,38	105,74
150	-	-	-	-	16,48	83,54

Для серной и соляной кислот содержание металлов в продуктивном растворе с увеличением объемов реагентов увеличивается, а для активированных стоков наблюдается обратная зависимость. Для золота зависимость описывается линейными функциями (рис.5).

Рис. 5. Показатели извлечения золота в раствор

Для исследования параметров механо-химической активации выщелачивающий реагент одновременно с хвостами обогащения подавали в рабочий орган дезинтегратора, где извлечение металлов в раствор происходит одновременно с разрушением кристаллов, причем раствор интенсивно запрессовывается в образующиеся от деформации частиц трещины (рис.6).

Рис.6. Комбинированная переработка хвостов в дезинтеграторе

Кислоту и анолит электрохимического разложения подавали в одном случае орошением, а в другом - в рабочий орган дезинтегратора. Установлено, что выщелачивание в дезинтеграторе увеличивает извлечение металлов из хвостов почти в два раза.

Эффективность извлечения металлов из хвостов обогащения в дезинтеграторе в течение одного и того же времени - 60 минут исследуется сравнением вариантов активации в перколяторе и в дезинтеграторе (табл. 6 и 7).

Таблица 6

Выщелачивание золота соляной кислотой в перколяторе, %

Опыты	Концентрация соляной кислоты, %
	4,0	6,0	8,0	10,0	12,0	16,0	20,0
1	9,8	17,6	25,4	29,6	35,9	37,6	42,5
2	7,4	16,7	26,3	31,1	35,7	38,5	41,0
3	8,5	17,9	25,1	30,6	36,3	39,7	42,8
4	7,9	19,1	26,6	30,0	37,2	38,8	41,3
5	8,4	18,4	26,1	29,3	36,0	40,0	43,1
6	9,7	16,5	26,8	31,6	37,5	40,8	41,6
7	9,5	17,5	27,1	30,8	37,8	37,9	44,2
8	7,8	18,1	25,7	30,3	36,3	39,1	41,9
9	9,2	16,9	26,9	30,2	38,1	38,2	43,4
10	8,8	18,3	26,0	30,5	36,6	39,4	42,2
, %	8,7	17,7	26,2	30,4	36,8	39,0	42,4

Таблица 7

Выщелачивание золота соляной кислотой в дезинтеграторе, %

Опыты	Концентрация соляной кислоты, %
	4,0	6,0	8,0	10,0	12,0	16,0	20,0
1	18,6	32,1	42,2	46,9	51,8	55,6	61,5
2	20,3	30,0	41,0	45,7	53,3	57,1	61,3
3	21,0	32,4	42,5	47,2	54,0	55,9	61,8
4	19,1	31,3	41,3	46,0	52,1	57,4	58,9
5	20,6	31,8	42,8	47,9	53,6	56,2	59,6
6	19,4	32,7	41,6	47,5	52,4	57,7	60,3
7	20,9	31,6	43,1	46,3	53,9	59,5	62,1
8	19,7	29,9	43,2	47,8	52,7	55,3	59,9
9	21,2	31,9	41,9	46,6	54,2	57,5	62,4
10	20,0	30,3	43,4	48,1	53,0	56,8	61,2
, %	20,1	31,4	42,3	47,0	53,1	56,6	60,9

Исследование сорбционных процессов в электрическом поле осуществлено на хвостах переработки руд месторождения Бадран состава, %: 1,1 цинка, 0,6 свинца, 1,1 меди, 20,6 железа, 1,4 оксида кальция, 1,9 оксида алюминия, 43 диоксида кремния, 6,1 серы, 17,1 углерода, золота 1,2 г/т, серебра 240 г/т.

Исходный раствор содержал 1•10^-2 мг-экв/дм³ золота. Содержание примесей, мг-экв/дм³: Fe и Сu по 0,1; Zn, Co, Ni по 0,05. Концентрация NaCN и NaOH в растворе - по 1 г/дм³.

Для интенсификации массообмена в капиллярах сорбента использовали частоты переменного электрического поля 5-40 Гц. В качестве сорбента использовали шлам алюминиевого завода, содержащий цеолиты. В процессе выщелачивания 1 г сорбента перемешивали с 1 л раствора гидроксида кальция. Параметры выщелачивания фиксировали при пропускании электрического тока силой 0,6 А, напряжением 36 В и частотой 16 Гц в течение 30 мин. Фильтрация достигала 60 удельных объемов в час.

Установлено, что наложение электрического поля увеличивает извлечение золота в раствор за одно и то же время в 1,5 раза. Увеличение силы тока увеличивает извлечение на 10-15% (табл. 8).

Эксперименты отличаются хорошей сходимостью с данными публикаций и подтверждают эффективность технологии электро-сорбционного выщелачивания золота из золотосодержащих пульп. Скорость выщелачивания увеличивается на 25-30 %, сорбционная емкость анионита АМ-2Б возрастает в 2,5-3 раз.

Таблица 8

Усредненные результаты исследования вариантов

Время выщелачивания, ч	Концентрация в растворе, мг/дм3	Емкость сорбента, мг/г
	Альтернативный	базовый	альтернативный	Базовый
0	1,20	1,20	0,07	0,07
1,5	1,05	1,08	1,65	0,75
3,0	0,82	0,91	3,10	2,22
4,5	0,69	0,74	6,21	2,31
6,0	0,49	0,52	8,3	2,95

Технологические исследования электрохимического выщелачивания золота выполнены на хвостах флотационного обогащения рудной массы месторождения Бадран. Валовое содержание сульфидов в хвостах - 10-12%, из них 9 % пирита, остальные - арсенопирит. Содержание золота в пробе 1,2 г/т, свободного золота до 50%, ассоциированного с сульфидами до 20%, в сростках до 15%.

Максимальное извлечение золота в раствор зафиксировано при параметрах: Ж:Т=3:1, NaCl-28%, ток=1000 А/м² , V=4,7в, Т=76⁰С, рН=2,3, Eh=1050 Мв, t=3,5 час, извлечение золота в раствор 85% .

Параметры извлечения золота из промышленных стоков обогатительной фабрики исследованы в электролизере с катодной и анодной камерами, разделенными проницаемой диафрагмой из электрически нейтрального материала. Установлено, что рН анолита определяется плотностью тока. При прочих равных условиях и плотности тока 100 и 2200 А/м² рН анолита составил 2,3 и 1,05, соответственно. При увеличении скорости тока растворов через камеры аппарата рН анолита увеличивался (табл. 9).

Таблица 9

Зависимость рН анолита от величины анодной плотности тока

Производительность 1,2 л/ч
А/м2	0,108	0,217	0,435	0,870	1,304	1,739	2,174
рН	2,30	1,95	1,66	1,50	1,30	1,15	1,05
Производительность 3,0 л/ч
А/м2	0,108	0,217	0,435	0,870	1,304	1,739	2,174
рН	2,60	2,30	2,05	1,75	1,55	1,40	1,30

При производительности одного аппарата электрохимического умягчения 2,5 м³ /час общая жесткость раствора снижается с 29 до 10 мг-экв/дм³ в результате выпадения в осадок ионов кальция, перехода в осадок 80-90% ионов магния и 99 % ионов металлов при отношение твердого к жидкому 1:10.

Нами рекомендована модернизированная во ВНИИХТ конструкция аппарата электрохимического умягчения (АЭХУ-8) с характеристикой: производительность - 8 м³/час; диаметр - 159 мм; высота - 2110 мм; площадь мембран - 0,64 м²; плотность тока 500-800 А/м²; потребляемая электроэнергия 1,0 А ч/м³.

В качестве базового рекомендован электродиализатор конструкции института ВНИПИПТ ЭДШ-60, производительностью 60 м³/час, оснащенный ионообменными мембранами Щекинского завода. Размер мембран 500х1000 мм. Рабочая площадь мембраны 1,32 м².

С позиций гидродинамики процесс извлечения золота на различных участках технологической цепи можно представить в виде единого гидравлического потока, в котором выделяются звенья с различающимися параметрами.

Математическая теория течений жидкости изложена в трудах Л. Д. Ландау, Е. М. Лифшица, Л. И. Седова, Н. А. Картвелишвили, Т. Г. Войнича-Сяноженского, Х. Рауза, В. В. Шулейкина, И.Д. Музаева и др.

При выщелачивании минералов формируются стратифицированные течения выщелачивающих потоков. Первым является поток, омывающий минералы с прожилковой минерализацией, а вторым с вкрапленной минерализацией. Каждый поток характеризуется полями скоростей и плотности.

Система дифференциальных уравнений движения растворов:

- для первого потока:

; (4)

- для второго потока:

; (5)

где - касательное напряжение на поверхности первого потока; - касательное напряжения на поверхности раздела потоков; -касательное напряжение в основании второго потока; и _ -составляющие вектора скорости жидкой частицы на поверхностях первого и второго потоков; _ плотность жидкости первого потока; _ плотность жидкости второго потока; - глубина первого потока; - глубина первого потока; g -расход растворов.

Оптимум затрат на выщелачивание достигается разделением потоков во времени и пространстве в пределах месторождения или группы штабелей на поверхности, поскольку в пределах выемочной единицы этого сделать технологически невозможно. Это позволяет сократить затраты реагентов и разброс времени на выщелачивание выемочной единицы.

Для определения пригодности отходов к выщелачиванию нами разра- ботана классификация (табл. 10).

Таблица 10

Классификация золоторудных минералов по пригодности к выщелачиванию

Признаки	Высокая пригодность	Средняя пригодность	Низкая пригодность
Тип руд	Окисленные	Смешанные	Сульфидные
Минерализация	Прожилковая	Ассоциация золота с кварцем и сульфидами железа	Вкрапленная
Форма нахождения	Свободная	Смешанная	Вкрапленная
Образования на поверхности	Отсутствуют	Присутствуют незначительно	Присутствуют
Содержание	Более 1,5 г/т	От 1 до 1,5 г/т	Менее 1,5 г/т
Наличие вредных примесей	Растворимы только золотосодержащие минералы	Незначительное содержание легкорастворимых минералов	Значительное количество легкорастворимых минералов
Эффективная пористость	Более 20% диаметра более 0,009 мм	От 1 до 20 % диаметра до 0,009 мм	Менее 1 % диаметра менее 0,001 мм
Крупность руд	Более 60% фракций - 25 мм	Менее 40 % фракций - 25 мм	Менее 20% Фракций - 25 мм
Крупность хвостов	Более 80 % фракций - 0,074 мм	Более 50% фракций - 0,074 мм	Менее 50% фракций - 0,074 мм
Фильтрационные свойства	Коэффициент фильтрации 0,1-0,2 м/с	Коэффициент фильтрации от 0,08 до 0,15 м/с	Коэффициент фильтрации ниже 0,05 м/с
Состояние руд и хвостов	Хранились более 10 лет	Хранились от 5 до 10 лет	Хранились менее 5 лет
Запасы сырья	Более 10 лет по 300-500 тыс.т/г.	От 5 до 10 лет по 300-500 тыс. т/г.	До 5 лет по 300-500 тыс. т/г.
Климатические условия	Круглогодичное выщелачивание	Выщелачивание большую часть года	Выщелачивание с обогревом

Исследованиями инновационных технологий установлено:

- эффективность извлечения золота из сульфидсодержащего сырья зависит от степени ассоциации золота с пиритом и арсенопиритом и их размеров, параметров воздействия электрическим полем, электропроводности раствора, параметров рН, Еh и температуры раствора;

- оптимальное значение плотности тока для выщелачивания золота из исследованных сульфидных руд лежит в пределах 800-1000 А/м² площади анода;

- оптимальное значение температуры электрохимического процесса растворения сульфидов лежит в пределах 60-80⁰С. Уменьшение температуры тормозит процесс выделения атомарного хлора, а увеличение - снижает перенапряжение кислорода и уменьшает выход продуктов окисления.

Таким образом, при использовании инновационных технологий подземного, кучного, сорбционного и электрохимического извлечения металлов показатели извлечения золота из запасов техногенных месторождений улучшаются до приемлемого по экономическим соображениям уровня, а остаточное содержание уменьшается до фоновой величины.

Защищаемое положение 4. Максимальное извлечение золота при поэтапной разработке месторождения обеспечивается выходом оптимальной для выщелачивания крупности руд, дифференцировано для прожилкового и вкрапленного типа оруденения при взрывной отбойке и размещением хвостов обогащения в хранилищах из условия использования феномена природного выщелачивания.

Освоение инновационных технологий нуждается в получения руд заданной крупности с определенной достоверностью. Качественное разрушение пород, облегчающее последующее выщелачивание золота, состоит в отделении зерен полезного компонента от зерен пустой породы, что достигается при избирательном расходе энергии только на разрыв межатомных связей вдоль поверхностей срастаний.

Установлена зависимость показателя степени дробления и среднего линейного размера куска взорванной массы от удельного расхода ВВ. С увеличением удельного расхода ВВ с 0,6-0,7 до 2-2,1 кг/м³ средний линейный размер куска снижается с 10-12 до 5-6 см, а показатель степени дробления возрастает с 1,2-1,3 до 1,5-1,6.

Показатель оптимальности буро-взрывной отбойки - крупность отдельных кусков разрушенного взрывом массива. При добыче металлов выщелачиванием это требование определяется не только возможностями устройств и механизмов, участвующих в переработке руд, но и созданием условий для проникновения выщелачивающего реагента в глубь куска.

Установленная зависимость изменения диаметра кондиционного куска от количества выделенных фракций с позиции полноты выщелачивания показывает, что излишнее измельчение руды чрезмерно увеличивает площадь компонентов горной массы и снижает фильтрационную способность выщелачиваемого массива. Толщина выщелачиваемого слоя зависит от скорости прохождения раствора: чем больше скорость раствора, тем меньше толщина диффузионного слоя.

Гранулометрический состав хвостов оказывает максимальное влияние на скорость фильтрации выщелачивающего раствора и на показатели выщелачивания.

На месторождениях с вкрапленной минерализацией полезный компонент в отбитой руде при дроблении распределяется равномерно по содержанию в кусках разной крупности, поэтому извлечение снижается пропорционально выходу крупных классов.

При прожилковой минерализации мелкие классы имеют более высокое содержание металла. Несмотря на относительно невысокое извлечение металлов из кусков размером +150 мм, удельные потери, приходящиеся на их долю, невелики, а в ряде случаев - гораздо меньше, чем из мелочи. Увеличение размера средневзвешенного куска отбитой руды за счет повышения выхода средних и крупных классов и сокращения удельного веса мелких классов не только не ухудшает показатель извлечения, но даже положительно влияет на показатели добычи металла на всех переделах.

Для многих жильных месторождений содержание полезного компонента в отбитой руде снижается с увеличением размера кусков. Среднее содержание в негабаритных классах (+200 мм) в 5 и более раз ниже, чем в товарном, с точки зрения выщелачивания, продукте в кусках размером от 0 до 200 мм, а суммарное количество в них металла превышает 92 % от запасов в блоке подземного выщелачивания (ПВ).

Установлено изменение содержания золота в зависимости от крупности фракций (рис. 7).

Рис. 7. Изменение содержания золота в зависимости от крупности фракций

Уровень оптимальности взрывного дробления горной массы должен определяться не только возможностями устройств и механизмов, участвующих в переработке руд, но и созданием условий для проникновения выщелачивающего реагента в глубь куска на завершающем этапе разработки месторождения.