Кучное биовыщелачивание

Поэтому предпочитают непрерывное выщелачивание руды в каскадах аппаратов с прямоточным движением выщелачивающих растворов и твердых частиц руды. Если непрерывный процесс выщелачивания проводить в одном аппарате, когда в него поступает Q (м3/ч) пульпы, а через другой патрубок удаляется то же количество пульпы, то вследствие интенсивного перемешивания через разгрузочный патрубок может выводиться часть зерен руды, находившаяся в аппарате меньше времени ф (ч), необходимого для завершения вскрытия руды. Вероятность a преждевременного уноса частиц из аппарата объемом К можно определить по уравнению:

a=1-ехр(-Qф/V).

С точки зрения наименьших капитальных вложений следует принимать V= Qф, тогда a = 1 - е-1 = 0,63. Значит, 63 % рудного материала будет выведено из аппарата раньше технологического времени х. И хотя 37 % руды будет находиться в аппарате дольше ф, суммарно преждевременный унос снизит степень выщелачивания.

Если вместо одного аппарата объемом V установить n аппаратов объемом V/n, то среднее время пребывания пульпы в каждом из них составит ф/n, а вероятность преждевременного уноса твердых частиц из каждого аппарата:

a1 = a2 = a3 =….= an = 1-ехр[-(Qф/n)/(V/n)] = 0,63

Так как частица, вышедшая из 1-го аппарата раньше ф/n, в последующих аппаратах может задержаться дольше ф/n, то с увеличением числа аппаратов степень выравнивания времени пребывания отдельных частиц в каскаде будет увеличиваться.

Для всего каскада вероятность преждевременного уноса твердых частиц будет равна произведению вероятностей преждевременного уноса для каждого аппарата:

aобщ = a1 Ч a2 Ч a3 Ч….Ч an = 1-ехр[-(Qф/n)/(V/n)]n.

При общем объеме аппаратов каскада V= Qф имеем aобщ = 0,63n; при двух аппаратах в каскаде - aобщ = 0,63Ч0,63 = 0,4; при трех - 0,4Ч0,63 = 0,25; при четырех - 0,25Ч0,63 = 0,16; при пяти - 0,16 * 0,63 = 0,1; при десяти - 0,1 Ч 0,1 =0,01.

Количество аппаратов в каскаде должно быть таким, чтобы вероятность преждевременного уноса была меньше степени недовскрытия урана из руды. Если степень вскрытия составляет 98 %, то вероятность преждевременного уноса не должна превышать 2 %. Для обеспечения этого условия в каскаде должно быть не менее 9 пачуков.

На рисунке изображены прямоточные каскады из трех агитаторов.

Каскады выщелачивания из трёх аппаратов с механическим перемешиванием (а) и из трёх пачуков (б):

I - подача пульпы, II - пульпа на разделение фаз.

В головной пачук каскада подают исходную рудную пульпу и выщелачивающий реагент, окислитель добавляют в середину каскада, чтобы не расходовать его на окисление водорода и сероводорода, в хвостовой аппарат каскада могут подаваться флокулянты, способствующие укрупнению агрегатов твердых частиц, что улучшает последующие процессы осаждения и фильтрации.

Каскад аппаратов непрерывного прямоточного выщелачивания легко автоматизируется. Скорость подачи рудной пульпы контролируется с помощью расходомеров и регулируется связанными с ними исполнительными механизмами. Подачу выщелачивающего раствора регулируют по значению рН среды. Если выщелачивание проводится в присутствии окислителя, то его расход контролируется по ОВП с помощью потенциометра и исполнительного механизма.

При выщелачивании в прямоточном каскаде концентрация выщелачивающих реагентов и движущая сила процесса от аппарата к аппарату уменьшаются. В то же время в конце процесса остаются наиболее трудновыщелачиваемые минералы. На выщелачивание последних 5 - 10 % извлекаемых компонентов расходуется половина от суммарного времени процесса. Частицы твердого материала на выходе из каскада содержат в своих порах продуктивный раствор извлекаемого компонента, поэтому для полного извлечения урана необходима тщательная промывка твердого остатка после разделения фаз.

Увеличения средней движущей силы процесса и улучшения отмывки твердой фазы и урана можно достичь при организации противоточного движения фаз в каскаде. В этом случае уменьшаются время выщелачивания и расход реагентов. Однако для осуществления такого процесса необходимо после каждого аппарата разделять твердую и жидкую фазы. Затраты на операции разделения фаз и их трудоемкость часто сводят на нет все преимущества противоточного каскада выщелачивания.

Принципиально можно проводить процесс выщелачивания во взвешенном слое. Здесь достигается интенсивное обтекание твердых частиц потоком раствора, что значительно снижает внешнедиффузионное торможение и способствует интенсификации процесса. Разработаны конструкции колонных аппаратов с переменным сечением по высоте колонны.

Аппарат со взвешенным слоем: 1 и 5 - линии для подачи твёрдого материала и выщелачивающего раствора, 2-4 - линии вывода осветлённого раствора (2), илов (3) и песков (4) соответственно.

Мелкораздробленный материал поступает в среднюю часть колонны, а выщелачивающий раствор - в нижнюю ее часть со скоростью, близкой к скорости перехода неподвижного слоя дисперсного материала во взвешенное состояние.

Рабочая скорость раствора подбирается так, чтобы в средней конической части колонны происходила классификация твердых частиц - крупные фракции осаждались вниз, а иловые фракции поднимались вверх.

Высоты конической и нижней цилиндрической частей колонны должны обеспечить время пребывания песковых фракций в колонне, достаточное для достижения заданной степени извлечения ценных компонентов. В верхней цилиндрической части колонны скорость раствора падает и захваченные раствором частицы твердой фазы осаждаются вниз. Осветленный раствор выводится из верхнего цилиндра, илы - между основной конической частью аппарата и верхним цилиндром, пески - внизу колонны. Такой аппарат предназначен для быстротекущих процессов. Организовать идеальный режим работы этой колонны трудно, и широкого распространения такие аппараты не получили.

Для перемешивания можно использовать пульсации. В пульсационном аппарате для выщелачивания пульсации создаются при подаче сжатого воздуха из ресивера в генератор импульсов. Пульсации воздуха передаются в пульсационную камеру, а из нее в пульсационное перемешивающее устройство.

Пульсационный аппарат для выщелачивания:

1 - корпус, 2 - пульсационное перемешивающее устройство, 3 - пульсационная камера, 4 - генератор импульсов, 5 - электродвигатель, 6 - ресивер.

Для выщелачивания можно использовать также колонные пульсационные аппараты с тарельчатой насадкой КРИМЗ, которая создает упорядоченную гидродинамическую структуру потоков, интенсифицирует перемешивание и придает частицам сложную траекторию движения. В пульсационных колоннах могут быть реализованы прямоточное, противоточное и смешанное движения фаз. При выщелачивании предпочтительнее прямоточное и смешанное движения фаз.

Для организации противоточного движения фаз необходимо подавать выщелачивающий раствор в колонну с очень низкой скоростью для предотвращения уноса мелких частиц, что отрицательно влияет на производительность, или использовать колонны большого диаметра, в которых снижается эффективность пульсации.

Пульсационные колонны для выщелачивания со смешанным и прямоточным движением фаз:

I - осветлённый раствор, II - исходная пульпа, III - выщелачивающий раствор, IV - пульпа после выщелачивания

1 - корпус, 2 - разделительная головка, 3 - отстойная зона, 4 - тарелки КРИМЗ, 5 - пульсационная камера.

В колонну со смешанным движением фаз (рис., а) исходную пульпу подают в среднюю часть. Снизу колонны подается выщелачивающий раствор с такой скоростью, чтобы крупные частицы осаждались вниз, а мелкие поднимались вверх. Таким образом, выщелачивание песков проводится в противотоке, илов - в прямотоке. Работа такой колонны аналогична работе аппарата с взвешенным слоем. Однако пульсации и насадка КРИМЗ позволяют проводить процесс с высокой эффективностью при изменении гранулометрического состава твердого материала в довольно широком диапазоне без существенного изменения скорости подачи раствора, что упрощает эксплуатацию и повышает надежность работы аппарата.

При прямоточном движении фаз (рис. б) исходную пульпу и выщелачивающий раствор подают в нижнюю часть колонны. Скорость подачи раствора должна быть достаточной для уноса даже самых крупных фракций твердой фазы. Высота колонны должна обеспечить требуемое время пребывания частиц мелкой фракции, которые движутся с большой скоростью. В верхней, отстойной зоне колонны происходит разделение твердой и жидкой фаз. Раствор выводится из колонны через сливной желоб, а твердая фаза отбирается эрлифтом из кольцевого пространства между корпусом колонны и отстойной «головкой».

Одним из важнейших методов интенсификации процессов выщелачивания является их проведение при повышенных температуре и давлении в герметичных аппаратах - автоклавах. Автоклавный процесс применяется для выщелачивания кислотоупорных руд, содержащих значительное количество четырехвалентного урана. Повышенное давление воздуха (кислорода) увеличивает растворимость кислорода в пульпе, что ускоряет окисление U(IV) до U(VI), соединения которого быстро и легко переходят в выщелачивающий раствор. Для проведения процессов наиболее часто используют горизонтальные 3 - 4-секционные автоклавы с механическим перемешиванием пульпы, работающие под повышенным давлением кислорода или воздуха. Для перемешивания используются пропеллерные или турбинные мешалки, которые одновременно играют роль диспергаторов кислорода в пульпе.

Нагрев пульпы осуществляют теплоносителем через стенку или электронагревателями, находящимися внутри автоклава. В нашей стране разработаны многокамерные горизонтальные автоклавы объемом до 125 м3 (рис. а), а также вертикальные автоклавы объемом до 100 м3 (рис. б).

Горизонтальные многосекционные (а) и вертикальный (б) автоклавы с механическим перемешиванием пульпы, работающие под повышенным давлением кислорода или воздуха:

I - пульпа, II - выщелачивающий реагент,

1 - корпус, 2 - валы мешалок, 3 - перегородки камер, 4 - пропеллерные мешалки, 5 - смотровое окно.

Автоклавное выщелачивание обеспечивает сокращение расхода реагентов, уменьшение времени выщелачивания, повышение степени вскрытия урана. Эксплуатационные расходы на автоклавное и обычное агитационное выщелачивание примерно одинаковы. Но автоклавное выщелачивание требует более высоких капитальных затрат, конструкция автоклавов значительно сложнее, их обслуживание и ремонт требуют высококвалифицированного персонала и больших затрат.

Аппаратурно-технологическая схема автоклавного процесса состоит из трех основных элементов: аппарата для предварительного нагрева пульпы, автоклава и аппарата (самоиспарителя) для сброса давления, первичного охлаждения пульпы и отбора вторичного пара, направляемого в аппарат предварительного нагрева пульпы.

Для карбонатного выщелачивания агитаторы можно изготовлять из малоуглеродистых сталей. Коррозия этих сталей резко усиливается при наличии в растворе сульфат-ионов, которые могут образовываться при автоклавной переработке сульфидных руд и особенно хлорид-ионов.

При сернокислотном выщелачивании углеродистые стали нестойки, их футеруют резиной, кислотоупорной плиткой и кислотоупорным кирпичом.

Кислотоупорные нержавеющие хромоникелевые стали можно использовать только в присутствии окислителей (HN03), пассивирующих их.

При выборе материалов необходимо учитывать и возможность эрозионного разрушения за счет абразивного действия высококремнистых песковых фракций. Конструкционные материалы быстро разрушаются под действием эрозии, особенно в месте подачи пульпы, под мешалкой и т. д. Поэтому иногда применяют местную защиту аппаратов от истирания. Такие материалы, как резина, кислотоупорный кирпич, полимеры, являются защитой и от коррозии, и от эрозии.

Перколяционное выщелачивание заключается в просачивании выщелачивающего раствора через неподвижный слой руды. Перколяции может подвергаться только классифицированный материал (6 - 10 мм) со сравнительно небольшим количеством частиц размером 2 - 3 мм. Материал не должен содержать иловых фракций (менее 0,07 мм), при большом их содержании они могут быть подвергнуты агломерации с добавлением вяжущих средств. Для перколяционного выщелачивания пригодно только крупнопористое сырье, все выщелачиваемые компоненты которого открыты доступу раствора. При выщелачивании материал не должен изменять своего строения и давать илы, которые резко снижают скорость просачивания раствора и равномерность выщелачивания материала. Скорость просачивания раствора через твердый материал составляет 0,05-0,40 м/ч; при значении ее ниже 0,02 м/ч перколяционное выщелачивание невыгодно из-за большой продолжительности процесса.

Перколяционное выщелачивание в крупнотоннажных производствах часто проводят в аппаратах (перколяторах) круглого или прямоугольного сечения, имеющих ложное днище с фильтротканью. Перколяторы выпускаются диаметром от 5 до 10 м и высотой 2,5 - 3,5 м, они вмещают 50-300 т руды. Изготовляют их из разнообразных материалов (дерево, листовой металл, бетон), футерованных кислотоупорной плиткой, резиной или пластмассами.

Аппараты (перколяторы) для перколяционного выщелачивания:

а - с движением раствора под действием силы тяжести (сверху вниз), б - с принудительной циркуляцией раствора (снизу вверх),

I - выщелачивающий раствор, II - раствор на дальнейшую переработку,

1 - корпус, 2 - выщелачиваемый материал, 3 - дренажное устройство, 4 - насос.

Высота слоя загружаемого материала - до 3 м. Загрузку ведут так, чтобы слой материала был равномерным по сечению аппарата, не содержал пустот и был максимально рыхлым. Для предотвращения заиливания фильтроткани на ложное днище сначала помещают подушку из крупных частиц материала. Выщелачивающий раствор подают непрерывно. Для более полного использования реагентов и повышения извлечения целевых компонентов в некоторых случаях создают принудительную циркуляцию раствора.

К достоинствам перколяции относятся: снижение затрат на измельчение, простота устройства оборудования, получение растворов, почти не содержащих твердых частиц, что облегчает трудоемкие и дорогостоящие операции разделения твердой и жидкой фаз. Одновременно следует отметить существенные недостатки данного процесса: периодичность процесса, трудность загрузки и выгрузки руды, малая скорость и большое время выщелачивания, измеряемое несколькими сутками. Главный недостаток перколяции - малая степень вскрытия, так как при размере зерен 2 - 10 мм в большинстве руд урановые минералы еще не раскрыты. Поэтому в чистом виде перколяция используется крайне редко. Гораздо чаще применяют такие разновидности перколяции, как кислотный замес, подземное выщелачивание (ПВ) и кучное выщелачивание (KB).

При кислотном замесе руду, измельченную до 5 - 6 мм, смешивают с концентрированной серной кислотой во вращающемся барабане в количестве 80 % от стехиометрии. Полученную смесь выдерживают в кучах на открытых площадках 16 - 24 ч, после чего укладывают на дренажное устройство слоем высотой 75 - 100 мм и орошают разбавленным раствором серной кислоты. Раствор собирают в специальные приемники и используют для орошения других участков слоя, организуя противоточное выщелачивание. Процесс выщелачивания урана из слоя длится примерно 8 ч.

Выщелачивание с кислотным замесом позволяет сократить затраты на измельчение руды, снизить избыток серной кислоты и получить более концентрированные по урану растворы, чем при выщелачивании в агитаторах. Следует отметить высокую трудоемкость данного метода.

Кучное выщелачивание является наиболее простым и дешевым способом извлечения урана из бедных и забалансовых руд, выданных на поверхность. Капитальные затраты при KB составляют 20 %, а эксплуатационные 40 % от затрат при извлечении урана традиционным горно-металлургическим способом.

Метод KB пригоден для руд с относительно высокой проницаемостью растворов по микро- и макротрещинам, плоскостям напластования и скола, где, как правило, осажены урановые минералы. Наиболее сложные условия для выщелачивания возникают, когда урановая минерализация тонко вкраплена во вмещающей породе. Такие руды подвергают предварительному дроблению и измельчению, причем мелочь иногда подвергается грануляции с добавкой небольших количеств вяжущих веществ. При формировании штабелей KB используют различные типы водонепроницаемых оснований:

- из уплотненной глины толщиной 0,12--0,45 м;

- асфальтовые 0,1-0,3 м;

- пластиковые с гравийным слоем для дренажа.

Площадки под KB готовят для одно- и многоразового использования. При многоразовом использовании применяют двухслойные асфальтовые покрытия толщиной от 50 до 100-150 мм с защитным слоем между ними (глины, полиэтилен). Конструктивно штабель KB представляет четырехугольную усеченную пирамиду с боковыми поверхностями, сформированными под углом естественного откоса отсыпаемой руды. Высота штабеля до 10 м, в штабель отсыпается несколько десятков или сотен тысяч тонн руды. По сторонам площадки KB сооружаются бордюры высотой 2 - 2,5 м из бетона (с толщиной стенок 0,5-0,8 м) или глины. Для стока растворов основание кюветы выполняют с уклоном 2-2,5°. В штабель закладывается система перфорированных труб для аэрации рудного материала сжатым воздухом.

Кучное выщелачивание:

1 - штабель кучного выщелачивания, 2 - заезды на штабель, 3 - уступ штабеля, 4 - трубопровод рабочих растворов, 5 - трубопровод сжатого воздуха, 6 - насосная станция, 7 - зумпф, 8 - гидронепроницаемое основание, 9 - аэрационная система, 10 - оросительная система, 11 - слой мелкозернистого материала.

В зависимости от вещественного состава руды KB осуществляется по кислотной или карбонатной схеме. При кислотном выщелачивании для сокращения расхода серной кислоты иногда в штабель вносят некоторое количество сульфидов (пирита), медленно окисляемых воздухом до серной кислоты. Организуется оптимальная схема орошения рудной массы.

Растворы просачиваются сквозь штабель руды и стекают на гидроизолированное основание, откуда по дренажным трубопроводам самотеком поступают в отстойный прудок-накопитель. После осаждения механических взвесей растворы подаются на сорбционный передел, уран фиксируется на анионообменной смоле, а «маточник сорбции» доукрепляется выщелачивающим реагентом и возвращается на выщелачивание.

Скорость выщелачивания очень мала, но процесс длится несколько месяцев, что позволяет извлечь из бедной руды до 60-80 % урана.

Карбонатное кучное - выщелачивание полезных компонентов растворами Na2CO3, NaHCO3, (NH4)2CO3, NH4HCO3 и др реагентов из уложенной в штабелях или отвалах бедной забалансовой руды, содержащей значительное количество карбонатов (10-15%). Весьма эффективно при выщелачивании молибдена.

КАРБОНАТНОЕ ВЫЩЕЛАЧИВАНИЕ УРАНОВЫХ РУД.

Карбонатное выщелачивание урана основано на образовании шестивалентным ураном растворимых комплексов натрия и аммония:

. По реакции (5.69) на 1 моль триоксида урана выделяется 2 моля щелочи. В сильно щелочной среде (при рН>11,6) может произойти частичное осаждение урана: NaOH6])CO(UO[Na2 OH3CONa6OUNa 3324 + - 722 +v + 232 (5.70). 137 По этой реакции регенерируется сода и ее в дальнейшем можно использовать для выделения урана из карбонатного раствора химическим осаждением. Но на стадии выщелачивания этот процесс вреден. Чтобы предотвратить накопление щелочи и осаждение урана для выщелачивания применяют смесь, состоящую из соды (70-90%) и бикарбоната натрия (10-30%). Последний нейтрализует выделяющуюся щелочь: NaOH NaHCO OHCONa + > + 2323 (5.71). Четырехвалентный уран не дает растворимых карбонатных комплексов и не переходит в раствор, поэтому его необходимо окислить до шестивалентного состояния. Для этого можно использовать перманганат калия, но эффективность данного окислителя в щелочной среде составляет 60% от его эффективности в кислой среде (в кислой среде марганец восстанавливается до 2+ Mn , принимая 5 электронов, в нейтральной и щелочной - только до MnO2 ). Кроме того, перманганат калия дорог и поэтому практически не применяется. Чаще всего окисление четырехвалентного урана при карбонатном выщелачивании производится кислородом воздуха при повышенном давлении в автоклавах по следующей реакции: + + + = 332422322 + NaOH2])CO(UO[NaOHO2/1CONa3UO (5.72). Это окисление становится заметным при температуре выше 70о С. Но скорость окисления мала, требуется несколько суток для завершения процесса (на канадском заводе Биверлодж при 75-80°C процесс выщелачивания длился 96 часов) [1, стр.120]. Форвард и Халперн дают следующее эмпирическое уравнение скорости карбонатного выщелачивания [46]: RT 50000 2 1 o O 83 ePFK d ]OU[d 2 ? ???= ф ? (5.73), где F - поверхность твердой фазы, K - o константа скорости реакции, О2 Р - парциальное давление кислорода в атмосферах, 50000 - энергия активации, Дж/моль. Согласно этому уравнению, для повышения скорости выщелачивания нужно увеличивать температуру и парциальное давление кислорода. Если руду месторождения Бивердлодж, содержащую уран в виде уранинита и настурана выщелачивать в автоклаве при давлении воздуха 7,7 атм. и температуре 104°C, при концентрациях карбоната натрия 138 40 г/л и бикарбоната натрия 20 г/л, то время выщелачивания сокращается до 16 часов [35, стр. 40]. Температура 104°C выбрана для того, чтобы сброс давления пульпы перед направлением ее на четырехступенчатую противоточную декантацию проводить без ее охлаждения. Если же выщелачивание проводить при 130-150°C, то перед сбросом давления пульпу нужно охладить до 104°C, то есть до температуры ниже температуры кипения раствора, которая выше 100°C за счет того, что растворенные соли снижают упругость паров воды и тем самым повышают температуру кипения раствора. При автоклавном выщелачивании достигается степень извлечения урана 90-95%. Скорость окисления и выщелачивания можно также увеличить, снизив энергию активации при применении катализаторов. Каталитическим действием обладают аммиакаты двухвалентной меди и железисто-синеродистый натрий [1, стр. 118], [35, стр. 82]. Автоклавное карбонатное выщелачивание нельзя проводить при повышенном содержании сульфидов из-за большого расхода соды [35, стр. 46]: ( ) 3 22322 3 42 NaHCO8 SONa4OHFe2OH7O 2 1 7CONa8FeS2 + + -++ +v + (5.74). Помимо этого получающиеся сульфаты осложняют последующий анионный обмен. При содержании сульфидов более 4% карбонатное автоклавное выщелачивание становится невыгодным. Для руды с содержанием серы 6,5% расход соды на выщелачивание увеличивается до 750 кг на тонну руды (вместо среднего расхода 30-40 кг/т). С другой стороны, полезным является вскрытие молибденита с получением молибдата натрия [13, стр. 202]: + -+ + CO6SONa4MoONa2O9CONa6MoS2 242422322 ^+ (5.75). Подобные руды лучше подвергать окислительному обжигу, в результате которого получатся трудновскрываемый оксид трехвалентного железа и легко вскрываемый кислотными и карбонатными растворами триоксид молибдена. Карбонатные растворы вскрывают примеси в гораздо меньшей степени, чем кислотные растворы (исключение составляют только сульфиды при автоклавном процессе). Карбонаты кальция и магния практически не затрагиваются, лишь ничтожная их часть переходит в раствор в виде бикарбонатов: NaOH2)HCO)(Mg(CaOHCONaCO)Mg(Ca + + 2323 - 23 + (5.76). Концентрация бикарбонатов кальция и магния в растворе составляет 0,05-0,06г/л в пересчете на сумму оксидов. Расход соды повышается, если кальций и магний присутствуют в виде сульфатов или оксидов: 139 324 СО SONa 423 + > )Mg(CaCONaSO)Mg(Ca +v (5.77), NaOH2CO)Mg(CaOHCONaO)Mg(Ca + 232 >+ 3 +v (5.78). Поэтому окислительный обжиг перед карбонатным выщелачиванием при большом содержании карбонатов кальция и магния нежелателен. Кремнезем очень мало вскрывается карбонатами даже при повышенной температуре: + - SiOHOHSiO 3222 + - + + COOHSiONaCONaSiOH 22323232 (5.79). Концентрация растворимого стекла ( SiONa 32 ) составляет 0,07- 0,4 г/л (в пересчете на SiO ), 2 что гораздо меньше, чем концентрация SiO2 в кислых растворах. Следовательно, первая стадия процесса (образование коллоидного раствора кремнекислоты) в присутствии серной кислоты идет более интенсивно. Сода в малой степени реагирует с OFe 32 , небольшое количество железа переходит в раствор в виде карбонатных комплексов, например: NaOH6])CO(Fe[NaOH3CONa6OFe + + 23232 - 333 + (5.80). Концентрация OFe 32 в растворе составляет 0,07-0,1 г/л (почти на 2 порядка меньше, чем при кислотном выщелачивании). В карбонатный раствор переходит незначительная часть алюминия в виде алюмината натрия (концентрация OAl 32 в растворе 0,09-0,6 г/л). + + 23232 > 2 + NaHCO2NaAlO2OHCONa2OAl 3 (5.81) Фосфор и ванадий вскрываются довольно полно с образованием растворимых ортофосфата и метаванадата натрия: P (5.82), + > CO3PONa2CONa3O 2433252 ^+ V (5.83). + 3252 > NaVO2CONaO CO23 ^+ Триоксид молибдена легко выщелачивается: MoO + > COMoONaCONa 242323 ^+ (5.84). Молибденит (MoS ) 2 вскрывается содой только в актоклавном процессе. Концентрация урана в растворе ~0,5-1 г/л. Концентрация урана в солевой части раствора (без учета избыточной концентрации соды ~20- 40 г/л) составляет 30-40%, что на порядок больше, чем при кислотном выщелачивании. Содержание урана в солевой части раствора в 200-300 раз больше, чем в руде. Высокая селективность карбонатного выщелачивания является основным преимущством его по сравнению с кислотным выщелачиванием. Другие преимущества карбонатного выщелачивания: 140 а) возможность регенерации соды, б) малая скорость коррозии аппаратуры, в) применимость к рудам с большим содержанием карбонатов. Следует отметить и недостатки карбонатного выщелачивания по сравнению с кислотным: а) необходимость более тонкого измельчения, так как оболочка минералов пустой породы содовыми растворами не вскрывается и поэтому нужно обеспечить обнажение зерна уранового минерала хотя бы в одной плоскости, в связи с чем измельчение ведут до 0,07-0,13 мм в зависимости от вкрапленности, б) меньшая скорость выщелачивания, большая продолжительность процесса, в) меньшая степень извлечения урана, хотя с применением автоклавного выщелачивания эта разница сокращается.

Бактериальное кучное - выщелачивание полезного компонента при участии определенных видов бактерий, способных окислять и ускорять растворение минералов полезного компонента [13].

Фирма «Mt. Leyshon» предлагает перерабатывать упорные золотые руды в присутствии минералов меди, разрушение которых способствует выходу меди в раствор. При этом медь удаляется из раствора, а последующее выщелачивание золота цианидом протекает при значительном сокращении реагента. Такой комбинированный подход возможно использовать для переработки сложных руд, а также для переработки отходов медно - обогатительных фабрик, содержащих золото и медь.

Технология, разработанная фирмой «Geobiotics», получившая название «GeocoatТМ» и прошедшая опытные испытания, включают в себя нанесение концентратов упорной золотой руды на грохоченную породу, которая может быть представлена пустой породой или забалансовой золотосодержащей рудой. Обработанный материал укладывается в кучу. После бактериальной обработки окисленный материал перерабатывается традиционными гидрометаллургическими методами. Авторами также разработана технология цикличного извлечения металлов из оборотных растворов. После биокоррекции рН выходящего раствора и добавления части осадка, содержащего трехвалентное железо, раствор возвращают на кучу для продолжения микробиологического орошения [14].

В одном из вариантов кучного выщелачивания предлагается использовать в качестве выщелачиваемого реагента как руду, так и концентрат. При этом золотомышьяковистый концентрат с содержанием золота 53,3 г/т гранулируют с использованием портландцемента марки 500 и закисного железа. Полученные гранулы укладывают в кучу и орошают бактериальным раствором Acidithiobacillus ferrooxidans в течение 80 суток до полного разрушения гранул. Окисленный концентрат подвергается цианированию [15].

Наиболее удачными экспериментами по кучному бактериальному выщелачиванию золотосульфидных руд являются исследования, проведенные фирмой «Newmont corporation» и ее главным микробиологом J. Brierley, завершившиеся созданием промышленных куч по 1 млн. тонн. Проведенные ими экспериментальные исследования позволили выявить, что при кучном выщелачивании руды месторождения Карлин температура внутри кучи может подниматься до 700 в отдельных ее участках и мезофильная ассоциация бактерий, состоящая преимущественно из Acidithiobacillus ferrooxidans, Acidithiobacillus thiooxidans и Leptospirillum ferrooxidans погибает. Таким образом, процесс бактериально - химического окисления сульфидных минералов практически прекращался.

Brierley et all было предложено вносить в кучу и в рудный материал ассоциацию бактерий, состоящую из Acidithiobacillus ferrooxidans, Acidithiobacillus thiooxidans,Leptospirillum ferrooxidans, Acidithiobacillus organoparus, Acidithiobacillus acidophillus, Sulfobacillus thermosulfidooxidans, Sulfolobus acidocaldarius [15]. Выращенные в отдельных емкостях мезофильные и термофильные бактерии подавались вместе с небольшим количеством глины и цемента, а также руды, дробленной до 12,7 мм, в специальный смеситель, в котором осуществлялась агломерация клеток на руду. Затем агломерационная руда доставлялась на участок кучного выщелачивания, где ее укладывали в кучу. Орошение кучи проводилось 1 - 2 раза в неделю раствором питательной среды, который по мере орошения обогащался окисленным железом, ионами кобальта, никеля и др. Куча вентилировалась и процесс кучного выщелачивания длился от 100 до 270 суток. Окисленная руда затем удалялась с подушки, нейтрализовалась, измельчалась и подвергалась цианированию с последующей сорбцией металлов на активированный уголь. Извлечение золота составляло от 60 до 80% от исходного содержания в зависимости от минералогического и гранулометрического состава руды.

Следует отметить принципиально новый подход, осуществленный авторами - это агломерация бактерий на руду и орошение питательными растворами, что предполагает развитие микроорганизмов на кусочках руды. С целью интенсификации бактериально - химических процессов в агломерирующую смесь добавляли синтетический полимер, что способствовало склеиванию мелких частиц руды, а также увеличивало степень прикрепления бактериальных клеток на руду.

Успешные лабораторные и опытно - промышленные испытания позволили «Newmont corporation» перейти к промышленным масштабам внедрения технологии биоокисления сульфидных минералов в варианте кучного выщелачивания [16, 17].

Проведенный анализ современного состояния проблемы кучного выщелачивания с применением микроорганизмов показывает, что необходимо строгое апробирование метода выщелачивания, т. к. региональный состав руд и вмещающих пород требует индивидуальных подходов к технологии ведения процесса. Так, высоко карбонатные руды менее податливы к бактериальному выщелачиванию. Но предварительное кислотное орошение, которое успешно применяется при кучном выщелачивании меди, способствует использованию этих руд в режиме бактериального выщелачивания.

Возможности применения бактериального выщелачивания

Из-за огромных масштабов операций по выщелачиванию отвалов активность бактерий, развивающуюся в ходе процесса, можно контролировать только в ограниченной степени. Для наиболее эффективного использования бактериального выщелачивания необходимо создавать такие инженерные схемы, которые позволяли бы осуществлять определенный контроль за активностью микробов. Помимо выщелачивания отвалов в горнорудной промышленности существуют и другие средне- и высокотехнологичные процедуры, при которых для экстракции металлов используются гидрометаллургические процессы (реакции, происходящие в воде). Эти технологии (выщелачивание in situ, чановое выщелачивание, кучное выщелачивание) применимы и к процессам бактериальной экстракции металлов.

Выщелачивание in situ с успехом используют для извлечения урана из песчаниковых формаций с низким содержанием рудного минерала. Выщелачивающие растворы вводят в неразрушенное урансодержащее рудное тело через инъекционную скважину. Эти растворы, содержащие химический окислитель (например, перекись водорода), взаимодействуют с минералом, окисляя уран и переводя его в растворимую форму. Далее урансодержащие растворы выкачивают из минерализованной зоны через выходные скважины (рис. 5.2).

Рис. 5.2. Схематическое изображение процесса выщелачивания in situ. А. Контрольные скважины для отбора проб с целью наблюдения за передвижением выщелачивающего

На западе США и в южном Техасе, где широко практикуется выщелачивание in situ, применяют карбонатные растворы с нейтральным рН. По всей видимости, бактерии в этом процессе экстракции не участвуют. Технология in situ находит применение не только при выщелачивании урана. Тот же подход возможен и при экстракции других металлов, присутствующих в низких концентрациях в глубоко залегающих месторождениях. Бактерии могут использоваться для выщелачивания сульфидных минералов или для разрушения жильных минералов при извлечении металлов с помощью других гидрометаллургических технологий. Большинство исследований по использованию бактерий для выщелачивания in situ было проведено в лаборатории при высоких давлении и температуре. Эти исследования показали, что гидростатическое давление в 30,4 МПа (эквивалентное давлению на глубине в 3000 м) не сказывается на жизнедеятельности раствора из рудного тела. 5. При обычно используемой для выщелачивания in situ схеме «пяти точек» объем выщелачивающего раствора, выкачиваемого из четырех рабочих скважин, больше, чем объем вводимого раствора. Это сводит к минимуму возможность загрязнения подпочвенных вод.

железоокисляющих бактерий. Однако при закачивании растворов на большую глубину ограничивающим фактором для использования бактерий может оказаться гипербарический кислород. Влияние высокой температуры, существующей на большей глубине, недостаточно изучено. Не исключено также, что из-за более низкой проницаемости для бактерий монолитных, сильно уплотненных включений в месторождениях эффективность выщелачивания резко уменьшается. Эта возможность также не изучалась детально. Несмотря на все эти пробелы в наших знаниях, можно утверждать, что достоинством технологии in situ является то, что она представляет собой систему, в которой можно контролировать много факторов, в том числе содержание кислорода и питательных веществ, рН т. д.

Перспективы извлечения золота методом кучного выщелачивания в холодных климатических регионах России

Необходимость вовлечения в переработку нетрадиционного сырья (бедные и забалансовые руды, кондиционные руды маломощных месторождений, отходы горнообогатительного производства и др.) вызвана истощением запасов богатых золотосодержащих руд. Переработка такого сырья по традиционной фабричной технологии нерентабельна, а вовлечение в промышленную эксплуатацию этих продуктов позволяет значительно увеличить сырьевую базу и добычу благородных металлов.

Наибольшее распространение в мировой практике получил метод кучного выщелачивания (КВ). Этот метод используется за рубежом в промышленной практике с начала 1970-х годов. В настоящее время метод КВ прочно вошел в промышленную практику золотодобычи США, Австралии, Канады, Мексики, Бразилии, Саудовской Аравии, Индонезии, Новой Гвинеи, Чили, Зимбабве, Ганы и др. Более 40 % мировой золотодобычи приходится на технологию КВ.

Многолетняя практика работы зарубежных предприятий КВ подтверждает их высокую технико-экономическую эффективность. По сравнению с традиционными фабричными технологиями КВ характеризуется низкими капитальными вложениями и эксплуатационными затратами, меньшим энерго- и водопотреблением, высокой производительностью труда, щадящим экосистему уровнем производства, низкой себестоимостью добычи золота и серебра, что позволяет вовлекать в отработку бедное золотосодержащее сырье с содержанием золота выше 0,5 г/т. Основными недостатками КВ по сравнению с фабричной технологией является, как правило, меньшее извлечение и сезонность работы.

Особенно актуальна в настоящее время проблема внедрения КВ в России. Из-за отсутствия государственных инвестиций в разработку новых месторождений строительство фабрик стало невозможным. Из-за низкой мировой цены на золото и увеличения цен на энергоносители большинство действующих предприятий стали убыточными, некоторые законсервированы и объявлены банкротами. Даже старательская золотодобыча многих россыпных месторождений стала нерентабельной.

Опыт внедрения за последние три года первых куч в России на месторождениях «Майское», «Чазы-Гол» (Хакасия), «Холодное», «Лопуховское», «Канавное», «Центральное» (Алданский район) /1,2,3,4/ показал высокую эффективность КВ: получено более 2 т золота.

В 1993 г. для месторождения «Майское» был разработан ОАО «Иргиредмет» технологический регламент, а институтом «Сибгипрозолото» выполнен проект КВ на 100 тыс.т. в год. В начале 1994 г. ЗАО ЗДК «Золотая звезда» был достроен рудник Майский, а в июне 1994 г. произведен запуск первой блок- секции в 50 тыс.т.

Технология КВ включала: рудоподготовку -- дробление по классу -10+0 мм; укладку руды в штабель, орошение рудного штабеля раствором цианистого натрия с концентрацией 0,4-0,5 г/л и рН=10-11 при плотности орошения 150-160 л/м2 сут; сбор золотосодержащих растворов; осаждение из растворов цинковой стружкой; обработку золотоцинковых осадков кислотой; сушку и прокалку осадков; плавку осадков с флюсами и получение золота лигатурного в слитках; обезвреживание отработанных руд.

Добытая в карьере руда доставляется на дробильно-сортировочный комплекс (ДСК) автосамосвалами грузоподъемностью 27 тонн. Дробление руды осуществляли в две стадии в щековой дробилке СМД-186 и конусной дробилке КМД-1200. Руда перед дроблением подвергается грохочению для отделения глинистой фракции, которая в дальнейшем смешивается бульдозерами с готовым классом руды. Формирование штабеля производилось бульдозерами Т-130, а доставка руды в штабель -- автосамосвалами грузоподъемностью 27 т. Укладка руды производилась на специально подготовленное основание. На спланированное естественное грунтовое основание с продольным уклоном 0,05 и поперечным уклоном 0,01, был уложен послойно с уплотнением каждого слоя дорожным катком слой глины толщиной 500 мм и на него уложена поливинилхлоридная пленка толщиной 0,45 мм марки «ОН», выпускаемая АООТ «Химпласт» г. Новосибирск. Соединения пленки проводили методом склеивания раствором поливинилхлоридной хлорированной смолы в ацетоне. На пленку был уложен защитный слой из отсева руды толщиной 100 мм и в нем смонтирована дренажная сеть из перфорированных труб для вывода продуктивных растворов, после чего был отсыпан слой руды высотой 6 м.

Первоначально для орошения рудного штабеля была смонтирована система капельного орошения, замененная впоследствии на прудковую систему орошения. Системы орошения с применением разбрызгивателей типа газонных или качающихся трубок также не нашли применение из-за практически постоянно дующих ветров.

В сезоне 1994 г. было переработано 108 тыс.т. руды с содержанием 4,9 г/т и было получено 278,5 кг золота. Всего за четыре сезона эксплуатации переработано более 400 тыс.т руды и получено более 1,8 т золота, при этом среднее извлечение составило 73,1 %.

Успешная эксплуатация Майского рудника позволила компании не только выжить в непростых условиях, но и продолжать наращивание производственных мощностей. В 1995 г. ОАО «Иргиредмет» выдал технологический регламент, а специалисты компании выполнили рабочий проект по производству золота методом КВ на участке Кузнецовский месторождения «Чазы-Гол» в Хакасии. Параллельно с разработкой и утверждением проекта осуществляли строительство ряда промышленных объектов и в 1997 г был проведен запуск первой блок-секции в 180 тыс.т и получено более 100 кг золота в виде слитков пробностью более 85 %. На участке запланировано перерабатывать около 500 тыс.т руды в год с содержанием 2,6-3 г/г и извлечением 75 % золота.

(25 тыс.т), «Центральное» (24 тыс.т), «Лопуховское» (100 тыс.т). Содержание в рудах колебалось от 1г/т «Лопуховское» до 8 г/г «Холодное», при этом извлечение золота составило не менее 60%.

В 1998 г ЗАО Артелью старателей «Амур» и ОАО «Иргиредмет» на месторождении «Комсомольская залежь» успешно произведен запуск технологии кучного выщелачивания в условиях вечной мерзлоты. Месторождение «Комсомольская залежь» находится на северо-западе Хабаровского края на южных отрогах Станового хребта. Было заложено 5,5 тыс. т. окомкованой руды со средним содержанием золота 35 г/т и серебра 152 г/т. За весь период выщелачивания было получено более 800 кг лигатурного сплава. В 1999 г. ЗАО АС «Амур» планирует увеличить производительность кучного выщелачивания до 25 тыс.т. руды.

Начиная с 1965 г. в ОАО «Иргиредмет» накоплен опыт по разработке технологии КВ золотосодержащего сырья (руд, рудопроявлений, отвалов, хвостов эолотоизвлекательных фабрик). Наши специалисты могут провести геологическую оценку, лабораторные и полупромышленные испытания по технологии КВ, разработают технологический регламент и проект, окажут помощь в его согласовании и осуществят руководство внедренческими работами.

В 1999-2000 гг. по разработкам ОАО «Иргиредмет» планируется запуск установок КВ на месторождениях «Синюхинском» в республике Горный Алтай, «Тас-Юрях» в Хабаровском крае, «Самсоновское» в Красноярском крае, «Бамское»в Амурской области, «Чертово корыто» в Иркутской области, «Таборное»в Якутии.

Месторождение «Тас-Юрях» и «Комсомольская залежь» расположены географически на близкой широте и в климатических условиях (минимальные зимние температуры, продолжительность сезона положительных температур, резко континентальный климат), подобных Бруверли Крик (провинция Юкон, Канада). Их промышленное освоение по технологии КВ имеет принципиально важное значение как в качестве опытно-показательного полигона для наработки опыта эксплуатации данной технологии в суровых северных условиях, в которых расположено подавляющее большинство золоторудных месторождений России, так и в качестве убедительного аргумента в пользу дальнейшего широкого вовлечения в эксплуатацию по технологии КВ подобных месторождений залицензировавшими их предприятиями.

Опыт Брувери Крик показывает, что даже в очень суровых климатических условиях (в зимние месяцы температура достигает -45 0С и ниже) возможно ведение процесса КВ круглогодично. Для чего в зимний период разработаны специальные конструктивные решения: линия капельных эммитеров погружается непосредственно в руду и до наступления зимы покрывается 4 метровым слоем руды с целью изоляции, все наружные трубопроводы изолируются, насыщенный раствор непосредственно поступает на фабрику, а обезметалленный раствор поступает сразу в систему орошения кучи. На фабрике предусмотрена система подогрева (в случае необходимости) растворов.

Широкое внедрение КВ позволит значительно поднять объем золотодобычи в России.

Геомембраны (полимерные листы) для гидротехнических сооружений и кучного выщелачивания золота и их технические характеристики

Геомембрана, или ее также называют «полимерный лист», - это интетический гидроизоляционный материал, изготовленный из специальных сортов полиэтилена. Она поставляется в рулонах шириной от до 5 м. Ее раскатывают на участке, где требуется гидроизоляция. Швы между соседними листами свариваются специальными аппаратами, так что вся поверхность становится абсолютно герметичной. Таким образом, поверхность, покрытая геомембраной (полимерными листами), становится водонепроницаемой.

Геомембраны (полимерные листы) находят широкое применение в строительстве гидротехнических сооружений: бассейнов, отстойников, хвостохранилищ, плотин. При добыче золота кучным выщелачиванием они укладываются под основание рудных штабелей и на дно бассейнов для продуктивных и отработанных растворов.

Требования к геомембранам, применяемым в кучном выщелачивании, самые высокие. На то есть важные причины:

Причина первая - при прорыве геомембраны могут возникнуть большие неприятности, так как цианистые растворы ядовиты и их попадание в грунт и грунтовые воды недопустимо.

Причина вторая - при прорыве геомембраны вместе с цианистым раствором будет потеряно золото, которое в нем содержится. Это может быть причиной снижения извлечения золота из руды.

Найти и заменить испорченный участок геомембраны в ходе производственного процесса практически невозможно.

В настоящее время выпускают геомембраны для различного применения. Они отличаются по типу сырья, из которого изготовлены полимерные листы (HDPE - полиэтилен высокой плотности низкого давления, MDPE - полиэтилен средней плотности, LDPE - полиэтилен низкой плотности высокого давления , LLDPE - линейный полиэтилен), толщине и размеру листов, а также по техническим характеристикам и цене.

Основные характеристики геомембран следующие:

Прочность на разрыв при растяжении

Относительное удлинение при разрыве

Трещиностойкость

Химическая стойкость

Устойчивость к ультрафиолету

Морозоустойчивость

Важнейшее свойство геомембран - прочность на разрыв (минимальное значение напряжения при растяжении, при котором происходит разрушение материала). В зависимости от типа исходного сырья прочность геомембран на разрыв может изменяться как в меньшую, так и в большую сторону. При использовании полиэтилена марки LDPE эта величина может достигать 25 МПа, если же используется полиэтилен HDPE, эта величина может достигать 35 МПа. Чем выше этот показатель, тем более устойчива к разрыву геомембрана.

Относительное растяжение также относится к важным свойствам для ответственных гидротехнических сооружений и, особенно, для кучного выщелачивания. В рудных штабелях геомембрана работает под большим давлением грунта, кроме того грунт может двигаться и просаживаться. Даже мембрана высокой прочности не может противодействовать движениям грунта. Здесь нужна ее пластичность, то есть при движениях грунта геомембрана должна не рваться, а растягиваться без разрывов. Для хороших современных геомембран растяжение достигает от 400 до 1000% .

Трещиностойкость - способность геомембраны воспринимать действующие на нее ударные нагрузки без образования трещин. Ударные нагрузки могут возникать при отсыпке первых слоев рудного штабеля. Учитывая различные климатические условия, геомембрана должна обладать повышенной трещиностойкостью также при низких температурах северных регионов России.

Устойчивость к ультрофиолету и термоокислению очень важные показатели, от них на прямую зависит срок службы геомембраны, геомембраны применяемые в кучном выщелачивании должны обладать высокой стойкостью к ультрафиолетовому излучению (неизменяемость физико-механических характеристик при длительном воздействии ультрафиолета) и термоокислению (один из наиболее распространенных и важных процессов, в котором участвуют полимерные материалы. Этот процесс сопровождает получение геомембран, эксплуатацию и обычно приводит к ухудшению свойств материала), от этих показателей зависит как долго прослужит геомембрана без разрушения.

Толщина и тип геомембраны (соответственно цена) выбираются в зависимости от будущих условий ее эксплуатации. При этом необходимо учитывать характер поверхности, нагрузку на геомембрану, возможную величину просадки и подвижки грунта, агрессивность среды и др. При расчетах и проектировании можно руководствоваться «Рекомендациями по проектированию и строительству противофильтрационных экранов с применением геомембраны «ПромГеоПласт». Они разработаны Новосибирским Государственным Проектным Институтом в помощь проектным организациям, с учетом применения существующих современных геосинтетических материалов при строительстве противофильтрационных экранов в гидротехнических сооружениях.

На заводе «ПромГеоПласт» выпускается геомембрана из специальных сортов полиэтилена высокого (LDPE), линейного (LLDPE), среднего (MDPE), или низкого (HDPE) и имеет сертификаты (ГОСТ Р, Стройсертификация).

Современное оборудование завода обеспечивает выполнение любых по объему заказов. Производительность оборудования до 33 тонн в сутки.

Качество каждой партии продукции оперативно контролируется в лаборатории предприятия и имеет сертификаты (ГОСТ Р, Стройсертификация).

Специалисты «ПромГеоПласт», инженеры-гидротехники, оказывают проектировщикам помощь в расчетах при выборе геомембраны и конструкции покрытия.

«ПромГеоПласт» также предоставляет услуги по укладке геомембраны. Раскрой полотен, монтаж и сварка производятся опытными специалистами, имеющими современное сварочное оборудование. Комплексные работы (производство и монтаж), обеспечивают гарантированное качество гидроизоляции в любых условиях и надежную защиту грунтовых вод от вредных воздействий продуктов жизнедеятельности, в том числе техногенных, вплоть до 1 класса опасности.

Завод «ПромГеоПласт» находится в г. Новосибирске. Это обеспечивает быструю и недорогую отгрузку продукции всем предприятиям России любым видом транспорта.

Кучное выщелачивание некондиционных руд

Для таких крупных предприятий, как Башкирский медно-серный и Учалинский горно-обогатительный комбинаты, создание установок по кучному выщелачиванию некондиционных руд и отвальных пород кажется малоэффективным в сравнении с основным производством по добыче и обогащению миллионов тонн первичных руд, хотя и им есть над чем подумать, ведь цементационная медь - это почти конечная продукция на предприятиях, где производятся лишь полупродукты - концентраты. То есть эти гиганты на деле являются лишь сырьевым придатком российских производств. Металлическая же медь сейчас - стратегический металл и стоит очень дорого. Сегодня запасы меди, готовые для добычи, практически разработаны, а освоение новых месторождений требует огромных капиталовложений. А тут готовое сырье: не нужно проводить разведку, подсчитывать запасы руды и металла, проходить сотни метров дорогостоящих шахт, строить транспортные пути. Есть избыток квалифицированной рабочей силы, обеспеченной жильем. [7]

При этом активные микроорганизмы развивают ся непосредственно в рудном материале, в 5 - 6 раз сокращается продолжительность кучного выщелачивания, значительно снижа. [8]

С 1996 года по настоящее время ЗАО НПФ Башкирская золотодобывающая компания в Учалинском районе осуществляет золотодобычу переработкой окисленных руд методом кучного выщелачивания. За это время переработано 429 тыс. т руды месторождений Муртыкты и Западно-Озерного и получено более 1 5 т товарного золота.

Для извлечения оставленного металла в целиках стоит лишь организовать орошение камер слабым раствором серной кислоты с последующей подачей полезного растрора на установки кучного выщелачивания.

В развитии таких схем можно наметить следующие направления: первичное обогащение с получением отвальных хвостов и дальнейшей химико-металлургической обработкой концентратов и промпродуктов; получение кондиционных концентратов и гидрометаллургическая переработка хвостов; бактериальное, подземное и кучное выщелачивания с последующей сорбцией, экстракцией и флотацией металлов из растворов; предварительная химическая или термическая обработка руд с целью частичного - извлечения ценных компонентов или перевода их в состояние, обеспечивающее эффективное обогащение их.