skip-lazy

Подземное выщелачивание никеля из силикатных (латеритных) руд

Горнодобывающая компания «Голд»

Глобальный тренд в производстве никеля из окисленных (латеритных) руд современными технологиями автоклавного и кучного выщелачивания – поиск путей снижения капиталоемкости, себестоимости и расширения минерально-сырьевой базы кондиционных руд (не менее 1 % Ni).
На Урале и в северном Казахстане сосредоточены большие запасы окисленных силикатных руд (около 2 млн т по никелю) в мелких или бедных (0,5–1 % Ni) месторождениях, некондиционных для разработки современными технологиями.
Вместе с тем достаточно давно известна технология скважинного подземного выщелачивания (ПВ) металлов из руд на месте залегания, которая уже более 40 лет широко применяется для добычи урана во всем мире. Для технологии ПВ характерно снижение в 2–4 раза капитальных и эксплуатационных затрат. В России в настоящее время по технологии ПВ ведется промышленная добыча урана (ЗАО «Далур», Курганская обл.; ОАО «Хиагда», Республика Бурятия), меди (ОАО «Уралгидромедь», Свердловская обл.) и золота (ЗАО «Геопоиск», Свердловская обл.).
Для добычи никеля технология ПВ до сих пор не применяется из-за высокого удельного расхода кислоты и отсутствия эффективной схемы переработки продуктивных растворов.
Помощь ионообменных смол
Специалистами ГК «Голд» разработана и запатентована технология ПВ, позволяющая рентабельно добывать никель из бедных силикатных руд в виде 45–50 % концентрата высокой степени очистки от примесей с помощью ионообменных смол.
В 2008 году ГК «Голд» успешно провела опытные работы по ПВ никеля на Точильногорском месторождении (Свердловская обл., запасы Ni – 32,4 тыс. т, содержание – 0,56 %). В настоящее время идет проектирование опытно-промышленного предприятия ПВ производительностью по Ni1, 5 тыс. т/год.

Как это работает?
Принципиальная схема технологии добычи никеля методом подземного выщелачивания (ПВ) представлена на рис. 1. Рудные тела вскрываются сетью нагнетательных (закачных) и откачных скважин, пробуренных с поверхности, оборудованных полиэтиленовыми трубами и в рудной части – фильтрами. Раствор серной кислоты закачивается через закачные скважины в руду, фильтруется через нее с образованием продуктивных по никелю растворов, которые откачиваются через откачные скважины погружными насосами на поверхность и перерабатываются с помощью ионообменных смол в никелевые концентраты высокой степени очистки от примесей.

Рис. 1. Принципиальная схема ПВ никеля из бедных окисленных руд на месте залегания и извлечения его в очищенный концентрат с помощью ионообменных смол.
К природным критериям пригодности руд для отработки по технологии ПВ следует отнести: степень обводненности руд, их фильтрационные свойства, наличие непроницаемых водоупоров, минеральную форму соединений металлов, относительно легко вскрываемую растворителем и др. К технологическим критериям относятся: возможность применения недорогого селективного растворителя металла, наличие эффективной технологии переработки продуктивных растворов на поверхности, позволяющей извлекать металл в товарный продукт, очищать оборотные растворы от балластных примесей и возвращать их на выщелачивание, а также некоторые другие.

На рис. 2 показана диаграмма, характеризующая удельную капиталоемкость действующих и проектируемых предприятий по добыче никеля из окисленных руд современными технологиями автоклавного и кучного выщелачивания в сравнении с проектом нашего предприятия. Из сравнения следует, что капиталоемкость предприятия ПВ составляет 5–7 тыс. $ на 1 т Ni в год, что в 5–10 раз ниже капиталоемкости предприятий автоклавного и кучного выщелачивания никеля (22–55 тыс. $).
В табл. 1 приведены технико-экономические показатели этих же предприятий, откуда следует, что удельный расход серной кислоты при подземном выщелачивании (по технологии ГК «Голд») снижается в 2–3 раза, с 300–600 кг/т руды до 180–220 кг/т, энергозатраты – в 2–4 раза, с 7–14 МВт до 3–4 МВт на 1 т никеля в год.
При равной себестоимости получения никеля в концентрате (3,5–5,5 тыс. $/т) себестоимость 1 т конечного рафинированного никеля при добыче методом ПВ снижается с 5,2–7,0 тыс. $ до 4,0–5,0 тыс. $ за счет более глубокой ионообменной очистки. Глубину очистки характеризует соотношение СNi: ∑ Спримеси, которое в случае нашей технологии повышается с 7–20 до 200–500.

Тыс. $/т Ni в год

– кучное выщелачивание (HeapLeaching), – автоклавное выщелачивание (HPAL),- подземное выщелачивание ГК «Голд» (GoldMining)

Рис. 2. Капиталоемкость предприятий по добыче никеля из окисленных руд

Кондиционное содержание никеля в руде в результате уменьшается с 1–1,5 до 0,5 %, а потенциал кондиционных ресурсов окисленных (латеритных) руд увеличивается с 40–100 до 200 млн т никеля.
Эти показатели технологии ПВ явились следствием отсутствия высокозатратных переделов: вскрыши и добычи руды, ее транспортировки и измельчения. А также снижения расхода серной кислоты.
Меньшая степень извлечения никеля из руд при ПВ 70–80 %, с одной стороны, снижает конкурентную способность технологии ПВ при переработке богатых руд, но, с другой стороны, возможность рентабельной отработки бедных руд значительно ее повышает, где конкуренции технологии ПВ практически нет.
А ресурсная база месторождений может быть увеличена как минимум вдвое. Так, при детальной разведке Точильногорского месторождения под ПВ запасы никеля были увеличены с 11 тыс. т до 32 тыс. т за счет снижения балансового содержания никеля в рудах с 1,1 до 0,56 %, что дало практически тройной прирост ресурсной базы.
Эти обстоятельства и позволяют рентабельно разрабатывать малые и бедные месторождения никеля и значительно снижают экономические и технологические риски.

Таблица 1. Технико-экономические показатели переработки окисленных никелевых руд.

Показатели    Автоклавное выщелач. (HPAL)    Кучное выщелач. (HeapLeach)    Подземное выщелач. (InsituLeach) с сорбц. очисткой
Основные переделы:
– вскрышные работы и добыча руды
– транспортирование руды
– измельчение или дробление руды
– выщелачивание при повышенной температуре и давлении
– гидрометаллургическая переработка растворов
– бурение скважин

Капиталоемкость на 1 т Ni в год, тыс. $    37–55    22–26    5–7
Операционные затраты, на 1 т Ni в концентрате, тыс. $    3,5–5,5    3,5–5,5    3,5–5,5
Доля затрат на реагенты в себестоимости, %    20    30    50
Затраты на аффинаж на 1 т Ni, тыс. $    1,5–1,7    1,5–1,7    0,5–1,2
Себестоимость рафинированного никеля, тыс. $    5,2–7,0    5,2–7,0    4,0–5,0
Энергозатраты, на 1т Ni в год, МВт    12–14    7–8    3–4
Расход серной кислоты, кг/т руды    300–400    350–600    180–220
Степень извлечения Ni из руды в концентрат, %    90    75–80    70–80
Кондиционное содержание Ni в руде, не менее %    1,5    1,0    0,5
Рентабельная производительность, тыс. т Ni в год, не менее
20
20
1,5
Содержание Ni в концентрате, %    45–60    45–60    45–50
Соотношение СNi: ∑ Спримеси в концентрате    7–20:1    7–20:1    200–500:1
Потенциал кондиционных мировых ресурсов окисленных (латеритных) руд, млн т никеля

40–100

40–100

200
Примечание: Знак «+» обозначает наличие, знак «–» – отсутствие данного передела

В мире насчитывается 36 стран с выявленными ресурсами никеля. Исходя из опубликованных данных, их можно оценить в 300–305 млн т. Самыми крупными ресурсами обладают Австралия, Россия, Новая Каледония, Куба и Индонезия.
На долю латеритного никеля (в окисленных рудах) в мировых ресурсах приходится 72 % (216 млн т), сульфидного – 28 % (84 млн т). Из них балансовых запасов латеритного никеля (по категориям А+В+С1+С2) – не более 100 млн т (+ 62 млн т сульфидного), а подтвержденных по кондициям (А+В+С1) – не более 40 млн т (+18 млн т сульфидного).
В результате запасы бедных и забалансовых (некондиционных) руд могут составить не менее чем двукратный дополнительный прирост, еще как минимум 100 млн т латеритного никеля.
Но использование современных технологий (автоклавного и кучного выщелачивания) для бедных некондиционных руд (менее 1 % Ni) экономически нецелесообразно.

Мировая никелевая промышленность обеспечена подтвержденными запасами металла в сульфидных и окисленных рудах при текущей добыче около 1,5 млн т/год (сейчас на 2/3 из сульфидных руд) на 40 лет, хотя общих запасов хватит на 120 лет. Вместе с тем ежегодный мировой прирост производства никеля в товарных рудах и концентратах начиная с 1990 г. в среднем составляет 3,1 %. Даже при таких темпах увеличения добычи истощение рентабельных запасов произойдет значительно быстрее.
Рост спроса на никелевые продукты (в основном на производство нержавеющих сталей) составляет 4–5 % в год. То есть спрос опережает предложение. При современном осуществлении проектов мировое производство никеля в конечной продукции может возрасти с начала второго десятилетия XXI века с 1 500 до 2 000 тыс. т/год, причем более 2/3 этого объема будет производиться из руд латеритных месторождений. В результате к 2020 г. основной объем никеля будет производиться не из сульфидных, а из окисленных руд. Причем наращивание минерально-сырьевой базы никелевой промышленности мира ведет к диверсификации горнодобывающего и металлургического комплексов.

Без аналогов
Промышленное подземное выщелачивание никеля не имеет аналогов в мире, поэтому исходные данные для проектирования опытно-промышленных работ на Точильногорском месторождении и основные проектные решения в настоящее время проходят многократную проверку. В качестве методической основы для технологических исследований используются разработки, применяемые для ПВ урана, как наиболее полные и многократно подтвердившие свою эффективность. Согласно принятой методике, проектирование промышленного предприятия ПВ осуществляется на основе исходных данных, полученных по этапам:
– укрупненные лабораторные опыты по фильтрационному выщелачиванию и переработке продуктивных растворов никеля;
– натурные опытные работы по выщелачиванию в горнорудном массиве;
– опытно-промышленные работы на полигоне ПВ с переработкой растворов.
В настоящее время укрупненные лабораторные работы подтвердили возможность извлечения никеля из руд на уровне 70–80 % раствором серной кислоты при ее расходе от 30 до 50 кг на 1 кг никеля в зависимости от режима выщелачивания и содержания Ni в руде. По результатам лабораторных исследований нами были получены исходные данные для проведения натурных опытных работ и разработан технологический регламент на опытно-промышленную установку переработки продуктивных растворов ПВ по гидратно-сорбционной схеме с получением готовой продукции – основного карбоната никеля.
В ходе исследований установлено, что начиная с минимальной промышленной концентрации никеля в продуктивных растворах около 1 г/л достигается максимальная емкость (25 г/л) ионообменной смолы марки LеwatitTP 207 фирмы Lanxes, рекомендованной к использованию согласно регламенту.
В ходе выполнения работ нам впервые удалось разработать два инновационных решения, позволивших, на наш взгляд, сделать технологию ПВ никеля из бедных руд рентабельной.
Первое инновационное техническое решение– дифференцированный режим подземного выщелачивания руды раствором серной кислоты, позволяющий примерно в 2 раза сократить удельный расход кислоты с 300–400 до 180–220 кг/т руды при извлечении 70–80 % никеля из руд с содержанием 0,5–1,0 %. Данное решение значительно сокращает капитальные и операционные затраты (см. Патент РФ № 2 430 980 на «Способ извлечения никеля кучным или подземным выщелачиванием из силикатных руд», МПК С22В 23/00 от 10.10.2011 г. Приоритет 30.03 2010 г.).
Второе инновационное техническое решение связано с сорбционной переработкой продуктивных растворов ПВ никеля. Нами разработан регламент переработки продуктивных растворов по гидратно-сорбционной схеме с извлечением никеля на 97–98 % в концентрат, очищенный от примесей в процессе регенерации ионообменной смолы. Очистка осуществляется до уровня, позволяющего без дополнительного аффинажа концентрата использовать его непосредственно в получении электролитного и других видов рафинированного никеля. Соотношение в концентрате СNi: ∑Спримеси повышается от 7–20 до 200–500. Это решение существенно увеличивает товарную стоимость концентрата и снижает себестоимость получения конечного рафинированного продукта (см. Патент РФ № 2 430 981 на «Способ извлечения никеля из растворов и очистки от примесей», МПК С22В 23/00 от 10.10.2011 г. Приоритет 30.03 2010 г.).
Натурные опытные работы и проектирование опытно-промышленных работ проводились горнодобывающей компанией «Голд» в рамках Геологического задания на проведение разведочных работ в пределах Точильногорского месторождения силикатно-никелевых руд, выданного 03.08.2007 г. региональным агентством по недропользованию по Уральскому ФО на основании лицензии № СВЕ 02362 ТР, полученной ГК «Голд» 19.06.2007 г. на геологическое изучение, разведку и добычу силикатно-никелевых руд Точильногорского месторождения. Специалистами ГК «Голд» был разработан, а департаментом по недропользованию по УрФО 10.11.2007 г. согласован проект на проведение разведочных и оценочных работ на участке недр Точильногорского месторождения, имеющего статус горного отвода.
Целью опытных работ являлось технологическое опробование процесса подземного выщелачивания никеля из силикатных руд раствором серной кислоты в натурных условиях Точильногорского месторождения. Задачи опытных работ состояли в проверке и обосновании возможности проведения опытно-промышленных работ на месторождении по отработке его методом ПВ сернокислыми растворами. Основным показателем процесса служила возможность получения промышленных концентраций никеля (около 1 г/л) в откачных продуктивных растворах, а также динамика его извлечения в раствор в начальный период процесса ПВ в сравнении с укрупненными лабораторными опытами. Кроме того, задачей опытных работ было определение ориентировочного ореола растекания продуктивных растворов в недрах за контур опытной ячейки и изучение управляемости процесса растекания растворов при изменении параметров откачки и закачки.
Отдельно был проведен экологический двухскважинный (дуплетный) опыт вне зоны влияния опытной ячейки (на расстоянии около 100 м от нее) с целью определения миграционных параметров песчано-глинистой коры выветривания и скального субстрата и количественной оценки на этой основе влияния способа ПВ на подземные и поверхностные водные объекты.
По минеральному и химическому составу руды Точильногорского месторождения относятся к трем типам: окисленные, полуокисленные и слабоокисленные.
Окисленные руды приурочены к верхней части залежей и имеют подчиненное значение (8–10 % запасов). Им присуще полное замещение исходных минералов серпентинита оксидами и гидроксидами железа, кремнистыми образованиями, тальком и нонтронитом. Для их химического состава характерно повышенное содержание трехвалентного железа, кремнезема и низкое – магния. В гранулометрическом составе резко преобладают частицы алевритистой размерности.
В залегающих ниже полуокисленных рудах, являющихся основными на месторождении (85–90 % запасов), присутствуют как новообразованные (оксиды и гидроксиды железа, кремнистые образования, тальк, нонтронит, гарниерит), так и первичные, лишь гидратированные (антигорит), минералы. В химическом составе это выражается в примерно равном содержании трехвалентного железа и магния. По гранулометрическому составу руды представлены частицами песчано-глинистой и дресвяно-песчано-глинистой размерности. Содержание глинисто-алевритистых частиц изменяется от 30 до 50 %.
Слабо окисленные руды (3–5 % запасов) залегают в нижней части коры выветривания, в так называемой зоне выщелачивания. Гранулометрический состав руд преимущественно дресвяно-щебнистый и щебнистый, на отдельных участках с примесью глинисто-алевритистой фракции (до 10–30 %).
Глубина залегания подошвы залежей на месторождении изменяется в пределах 45–80 м, кровли – 22–33 м, мощность залежей – 22–48 м. Уровень грунтовых вод расположен в среднем на глубине 33 м.
На месторождении проведена детальная разведка. Для натурных опытных работ выбрана представительная опытная ячейка (рис. 3 и фото в Приложении 1) в форме квадрата 7,1 х 7,1 м, в углах которого оруденение вскрыто четырьмя закачными скважинами (№ 4, 5, 6, 7) и одной откачной скважиной в центре (№ 1). Откачная скважина вскрывает своей фильтровой частью весь рудный интервал (21 м), фильтры закачных скважин – 10 м верхней части оруденения, чтобы направить выщелачивающие растворы не только по простиранию руды, но и сверху вниз по мощности. За контуром ячейки сооружены две наблюдательные скважины: № 11н – на расстоянии 5 м и № 12н – на расстоянии 7 м от контура. Фильтры наблюдательных скважин вскрывают весь рудный интервал.
Опытной ячейкой вскрыты только два типа руд: окисленные (доля – 28 % общей массы) и полуокисленные (72 %), поскольку залегающие ниже слабоокисленные руды имеют (по данным расходометрии) аномально повышенную водопроводимость и, кроме того, их доля в запасах, как уже указывалось ранее, весьма невелика. Заключенные в контуре опытной ячейки 1 312 т горнорудной массы имеют среднее содержание никеля 0,74 %. Усредненный химический состав руд опытной ячейки приведен в табл. 2.

Таблица 2. Химический состав руд опытной ячейки, %

Компоненты    Окисленные руды    Полуокисленные руды
K2O    0,02    0,03
Na2O    0,03    0,04
SiO2    54,12    64,17
TiO2    0,04    0,07
Al2O3    1,32    2,49
Cr2O3    0,69    0,63
Fe2O3    29,99    12,39
FeO    0,48    0,53
CaO    0,44    0,33
MgO    3,73    9,55
MnO    0,70    0,36
Ni    0,79    0,73
Co    0,031    0,016
CO2    0,14    0,27
Cu    <0,05    <0,05
п.п.п.    7,24    8,19

Опыт проводился в замкнутом цикле оборотных растворов, без их переработки или сброса в недра за контур ячейки, что было продиктовано экологическими и экономическими соображениями. Опыт имел целью отработать только начальный период процесса ПВ – до получения промышленных концентраций никеля. Продолжение выщелачивания в замкнутом циркуляционном режиме без переработки растворов привело бы к искажению реальной динамики процесса и технико-экономических показателей из-за прогрессирующего накопления макропримесей (Fe, Mg и Al), мешающего извлечению никеля.
Вначале проводилась настройка оборотного цикла на грунтовой воде с балансом откачных и закачных растворов при подаче 2 м3/ч. При этом подземная вода откачивалась из откачной скважины № 1 погружным насосом 1 в буферную емкость 2 через щелевой расходомер 3. Из буферной емкости вода самотеком равномерно (по 0,5 м3/ч) распределялась по четырем закачным скважинам с помощью запорной арматуры и щелевых расходомеров. Работа на оборотной воде продолжалась в течение 2 суток. В это время проводилась настройка работы всего оборудования, отслеживались динамические уровни в скважинах, а также отбирались пробы грунтовой воды на химический анализ.
Исходными данными для технологического режима выщелачивания послужили результаты укрупненного лабораторного опробования рудных керновых проб (навески по 18–50 кг) в фильтрационном режиме выщелачивания. Наилучшие показатели получены при дифференцированном режиме выщелачивания руд растворами с концентрациейсерной кислоты в пределах 5–200 г/л и средней концентрацией за все время опыта 65 г/л. При извлечении никеля на 70–80 % из руды с исходным его содержанием 0,73 % расход кислоты составил 180–220 кг на 1 т руды, средняя концентрация никеля в растворах – 1,7 г/л, отношение Ж:Т – 3:1. Промышленные концентрации никеля в продуктивных растворах (1 г/л и выше) появляются при расходе кислоты 50–60 кг на 1 т руды через 14–16 суток. На опытной ячейке поддерживался режим выщелачивания, определенный лабораторными опытами.
После стабилизации оборотного цикла началась подача в выщелачивающий раствор серной кислоты. Серная кислота из сборника 4 дозировочным мембранным насосом 5 подавалась в щелевой расходомер 3, куда одновременно поступал раствор с откачной скважины с расходом 2 м3/ч. Дозировка серной кислоты настраивалась опытным путем и каждые два часа контролировалась анализом на кислотность на выходе из буферной емкости 2. Откачной раствор ежесуточно анализировался на содержание Ni, Mg, Fe с определением рН и кислотности. После доукрепления серной кислотой раствор равномерно распределялся по закачным скважинам.
Динамика извлечения никеля в раствор показала (рис. 4), что при расходе раствора 2 м3/ч (0,036 отношения Ж:Т в сутки) и средней концентрации серной кислоты в выщелачивающем растворе 65 г/л уже через 12 суток концентрация никеля в продуктивном растворе достигла 939 мг/л. Полученные данные на этот момент практически полностью соответствовали динамике извлечения никеля в укрупненных лабораторных опытах. Концентрация никеля в наблюдательной скважине № 11н на расстоянии 5 м от контура опытной ячейки выросла до 446 мг/л, на расстоянии 7 м – в скважине № 12н – изменения химического состава подземных вод на этот момент не обнаружено. Кратковременный переход (на 4 суток) на расход раствора 4 м3/ч (0,073 отношения Ж:Т в сутки) привел к увеличению контура растекания и разубоживания продуктивных растворов: в откачном растворе концентрация никеля постепенно снизилась до 801 мг/л, в 5 м от контура – до 264 мг/л, а в 7 м от него через 10 суток появились никель и магний в количестве 3,6 и 70 мг/л, соответственно.
Возврат к расходу 2 м3/ч постепенно (через 6 суток) привел к увеличению содержания никеля в откачном растворе до 1 074 мг/л. После прекращения подачи кислоты в течение последующих 10 суток концентрация никеля варьировалась в интервале 970–1 104 мг/л.
Поведение основных макропримесей (Fe и Mg) четко соответствовало изменению концентрации никеля в растворе. Эти данные свидетельствуют о хорошей управляемости процесса ПВ как с технологической точки зрения, так и с позиции экологического контроля и защиты окружающей среды вне лицензионной площади месторождения.
Другие показатели опытных работ также полностью соответствуют данным лабораторных опытов: при общем расходе серной кислоты 77 т и отношении Ж:Т = 1,02:1 удельный расход кислоты составил 57,3 кг на 1 т руды, а средняя ее концентрация в выщелачивающем растворе – 65 г/л. По предварительным подсчетам, с учетом законтурного растекания объем продуктивных растворов составил около 2 370 м3 со средней концентрацией никеля 750 г/ м3. В раствор переведено 1 777 кг никеля с извлечением его из руды на 18,3 %.
Для экологического опыта были выбраны две скважины (закачная и откачная), расположенные на расстоянии 14 м друг от друга и вскрывающие как песчано-глинистую кору, так и зону дезинтеграции, представленную дресвяно-щебнистыми отложениями. В качестве инертного индикатора использовался раствор NaС1 с концентрацией 2 г/л, в качестве активного реагента – раствор серной кислоты с концентрацией на различных этапах опыта от 5 до 10 г/л.
Опыт проводился с постоянным дебитом откачки-закачки, равным 0,4 л/с (1,44 м3/ч). Появление соли (хлоридов) зафиксировано в откачной скважине через 5 суток.
Фактическая скорость распространения инертных индикаторов в водоносном горизонте с учетом созданного гидродинамического градиента, равного 1,17, составила 3,28 м/сут. Скорость распространения рН-зависимых компонентов в 5–7 раз меньше.
При дуплетном опробовании зафиксировано снижение значения рН на 0,65 ед. (с 7,8 до 7,15) только на 22-е сутки опыта.
Способ ПВ не нарушает гидродинамический режим, на месторождении в целом объем откачки растворов равен объему закачки, поэтому растекание продуктивных растворов за пределами опытного полигона возникает за счет естественного гидродинамического градиента.
На Точильногорском месторождении из-за приводораздельного положения участка и большой зоны аэрации гидродинамический градиент в сторону р. Каменки составляет всего 0,008. При этом миграция консервативных компонентов (ион магния и сульфат-ион) по ленте тока за три года опытно-промышленных испытаний не превысит 30 м.
За счет высокой реагентоемкости пород за три года зона кислых вод сместится от края полигона вниз по потоку всего на 5–6 м.

Выводы
На основании результатов технологических и экологических опытов, проведенных в натурных условиях Точильногорского месторождения, можно сделать следующие выводы:
– при расстоянии пути фильтрации растворов по кратчайшим линиям тока – 5 м за 26–30 суток получены устойчивые промышленные концентрации никеля в продуктивных растворах на уровне 0,97–1,1 г/л;
– динамика извлечения никеля в раствор практически полностью соответствует аналогичной динамике в укрупненных лабораторных опытах в начальный период выщелачивания;
– ореол растекания продуктивных растворов за контур опытной ячейки при расходе 2 м3/ч не превышает 5 м;
– кратковременное увеличение расхода до 4 м3/ч показало практически пропорциональное разбавление законтурных растворов и распространение ореола растекания до 7 м;
– возврат к исходному расходу вернул ореол растекания в прежние границы, что свидетельствует о хорошей управляемости процесса ПВ с точки зрения экологического контроля и защиты окружающей среды вне лицензионной площади месторождения;
– благодаря высокой кислотоемкости руд и вмещающих пород нейтрализация кислых продуктивных растворов в недрах происходит уже на расстоянии до 6 м от закачных скважин;
– скорость распространения консервативных элементов (ионы магния и сульфат-ионы) составит всего 0,026 м/сут, поэтому их распространение по ленте тока за время опытно-промышленных работ (три года) не превысит 30 м;
– по регламентируемой схеме передела продуктивных растворов с образованием гипсогидратов, содержащих большое количество воды, работа полигона ПВ в период работы цеха переработки будет протекать с дебалансом растворов в сторону откачки, поэтому растекание в недрах экологически вредных элементов в сторону нелицензионной площади месторождения полностью исключается.
Результаты опытных работ на полигоне ПВ и разработанная авторами в укрупненных лабораторных условиях технологическая гидратно-сорбционная схема переработки продуктивных растворов ПВ с выделением концентрата никеля (не менее 45 %) могут послужить основой строительства цеха переработки и перехода к полному комплексу опытно-промышленных работ с получением 1 500 т никеля в год. Себестоимость 1 т никеля ориентировочно составит 3,5–5,5 тыс. $, что является высокорентабельным показателем даже в условиях резкого снижения мировой цены на никель.

Приложения: Приложение 1. Фото опытной установки

Авторы: генеральный директор, канд. экон. наук  В.В. Свиблов, финансовый директор А.В. Черкасских, технический директор В.Ю. Смышляев, главный технолог,  канд. техн. наук    В.А. Гуров, ведущий инженер гидрогеолог   В.С. Тагильцев,  ведущий инженер технолог Г.С. Гребнев

Ссылки на источники: см. монографию Л. В. Игревской «Тенденции развития никелевой промышленности: мир и Россия» – М., Научный мир, 2009 г., а также обзорные статьи в Интернете на сайте ИАЦ «Минерал» за 2000–2011 гг. URL: http://www.mineral.ru.

Поделиться статьёй

Понравилась статья? Подпишитесь на рассылку