Содержание к диссертации
Введение
Глава 1 Состояние вопроса, цель и задачи исследования .
1.1. Особенности геологического строения месторождения Мурунтау.
1.2. Условия формирования и размещения складов забалансовых руд .
1.3. Минеральный состав и геотехнологические свойства руд.
1.4. Анализ опыта переработки минерального сырья методом кучного выщелачивания.
1.5. Анализ проектных решений строительства предприятия кучного выщелачивания тонкодисперсного золота из забалансовой руды.
1.6. Цель, задачи и методы исследований.
Глава 2 Рудоподготовка для кучного выщелачивания тонкодиснерсного золота из руды в многоярусных штабелях .
2.1. Методика исследований процесса рудоподготовки.
2.2. Особенности формирования однородного потока рудной массы .
2.3. Исследование взаимосвязи степени извлечения золота с гранулометрическим составом перерабатываемой руды.
2.4. Обоснование рациональных параметров агломерации руды. Выводы.
Глава 3 Кинетика процесса выщелачивания тонкодисперсного золота из руд в многоярусных штабелях .
3.1. Исследование проницаемости рудной массы в штабеле значительной высоты.
3.2. Определение рационального расхода рабочих растворов с учетом интенсивности орошения .
3.3. Выбор и обоснование режимов рециркуляции рабочих растворов в объеме штабеля руды.
Выводы.
Глава 4 Разработка способов управления технологическим процессом в практике кучного выщелачивания тонкодисперсного золота из руд в многоярусных штабелях .
4.1. Влияние концентрации реагентов и примесейв рабочем растворе на интенсивность выщелачивания тонкодисперсного золота.
4.2. Компьютерная модель управления процессом кучного выщелачивания тонкодисперсного золота .
4.3. Внедрение результатов исследований в практику кучного выщелачивания тонко дисперсного золота.
Выводы.
Заключение.
Библиографический список.
- Условия формирования и размещения складов забалансовых руд
- Особенности формирования однородного потока рудной массы
- Определение рационального расхода рабочих растворов с учетом интенсивности орошения
- Компьютерная модель управления процессом кучного выщелачивания тонкодисперсного золота
Условия формирования и размещения складов забалансовых руд
Месторождение Мурунтау относится к золотокварцевому типу, а его главные особенности заключаются в специфике вещественно-минералогического состава и характера золотой минерализации. В руде преобладают весьма тонкие выделения золота в кварце, реже в трещинах и на поверхности сульфидов. На частицы золота размером 0.2-1,0 мм приходится до 59.5%, размером 0.05-0.2мм- 37% и размером менее 0.05 мм - около 3.5% его массы. Таким образом, около 97% свободного золота в руде имеет крупность частиц более 0.05 мм, что определяет тонину помола рудной массы для обеспечения высокого извлечения золота. Так, например, при переработке руды на гидрометаллургическом заводе ее измельчают до размера - 0,074 мм (80%)[10].
На 90-95% золотые руды месторождения представляют собой в различной степени метасоматические измененные метитерригенные породы с переменным количеством жильного кварца и имеют агаомосиликатный состав. В значительно меньшей степени руды представлены только жильным кварцем и имеют существенно силикатный состав. Кварцевая разновидность руд выделяется более высокими содержаниями золота и частым присутствием щеелита (Са WO4).
Из породообразующих минералов в рудах преобладают (табл. 1.3.1) 1сварц, калиевый полевой шпат (ортоклаз и микроклин), биотит, серицит, хлорит, плагиоклаз (альбит). В отдельных рудных интервалах присутствуют амфиболы (антинолит и тремолит) эпидот и карбонаты (кальцит и доломит). Из акцессорных: циркон, турмалин, сфен, апатит. Среди них, циркон - только обломочный, турмалин как обломочный, так и новообразованный, апатит и сфен -только новообразованные. Наиболее характерные рудные минералы: самородное золото, шеелит, арсенопирит, пирит и пирротин. Химический состав руд Мурунтау по данным технологического опробования включает: 1-29 7т Аи, 0.8-7.2 7т Ag, 0.003-0.6%WO3, 0.07-2.19% S, 0.03-1.73% As и 0.08-1.81% С.
Арсенопирит наиболее золотоносный сульфидный минерал. Его содержание в рудах обычно 1-2%, редко больше. Ю.Г. Зарембо, Н.Г. Кореннова (1970) определили среднюю золотоносность арсенопирита в 55,3 7т при разбросе содержаний от 2,4 до 583 7т; серебра в нем 20,5 7т (0,3-23,5). В балансовых рудах месторождения Мютенбай В.Х. Клявин (1978) определил золотоносность арсенапирита в пределах 1,5-104 7т при среднем 24,2 7Т.
Пирит присутствует в рудах в количествах, сопоставимых с арсенопиритом. Среднее содержание золота в пирите 3,9-5,5 7т при разбросе от 1,4 до 50 7т, серебра 0,8-10,42 7т при разбросе 0,5-58,4 7т. Продуктивность главных сульфидных минералов (арсенопирита и пирита) обусловлена наличием в них неравномерно рассеянного тонкодисперсного золота и, реже, включениями самородного золота.
Пирротин (как вкрапленный в породах, так и в жильных образованиях) не содержит золота более 0,4 7т. Пирротиновая вкрапленность в породах несет признаки развития минерала по пириту.
Шеелит редко выходит из контуров промышленного золотого оруденения. Типичная обстановка его проявлений - субпластовые кварцевые штокверки, в которых минерал располагается мелкими одиночными или крупными (до 1 см) выделениями (иногда кристаллы) в метапородах околожильных зон, либо непосредственно в прожилках и жилах, где его полизернистые обособления достигают 5 см в поперечнике. Изредка наблюдаются линзы и гнезда кварца размером до 0,5 м, в которых содержания шеелита достигают 10-30% от объема. В калийшпатизированных породах, особенно в брекчиевидных разностях, шеелит обычно тяготеет к сферолито-зернистым скоплениям бледно окрашенных слюд с калиевым полевым шпатом и кварцем. Строение зерен обычно однородное, но нередко в них присутствуют включения кварца, слюд, золота. Часты тесные срастания с пирротином, пиритом, золотом [10].
В субсогласных жилах и жильно-прожилковых системах шеелит имеет обычно коричневато-оранжевую окраску; менее распространен бесцветный полупрозрачный шеелит, чаще встречающийся мелкими зернами в богатых рудных телах с большим количеством крутопадающих прожилков кварца. Прямых возрастных соотношений двух разновидностей шеелита не наблюдалось, но они резко отличаются по содержаниям редких земель: в оранжевом их практически нет, в бесцветном спектральным анализом двух проб с месторождения Мютенбай выявлены (в%): церий (0,1), лантан (0,01), иттрий (0,3) и иттербий (0,001). Рентгеновским микроанализатором "Камебакс" выявлена обогащенность неокрашенного шеелита из рудных тел окисью вольфрама и обедненность его окисью кальция в сравнении с оранжевым из безрудных метасоматитов (в%): в бесцветном (10 проб) СаО-17,09-18,69, WO3-8O, 83-82,75; в оранжевом (6 проб) СаО-18,68-19,33, W03-78, 75-81,34. Установлена «стерильность» оранжевого шеелита по ряду элементов; спектрально в нем обнаружены лишь барий, стронций, молибден (до 0,03%), серебро и золото (до 0,0004%) [10].
Золото в рудах почти исключительно самородное. Из других минералов упоминаются палладистое золото, креннерит и золотая амальгама. Преобладающая масса самородного золота связана с шеелит-золото-камишпат-биотит-кварцевой ассоциацией, что подтверждается микросростками самородного золота с кварцем, биотитом, хлоритом, камишпатом, шеелитом, углеродистым веществом. Часто золото заполняет межминеральные интерсти-ции или целиком вкраплено в кварц, калишпат, биотит и хлорит, шеелит. В кварцевожиль-ных телах самородное золото приурочено к реликтам вмещающих пород, скоплениям биотита, сульфидов, границам кварцевых зерен, зонам грануляции, микротрещеноватости. Зо-лотинки образуют неравномерно распределенные просечки, микрогнезда, мельчайшие включения, образующие прерывистые цепочки.
По размерам гипогенное золото Мурунтау пылевидное (0,01-0,05 мм), очень мелкое (0,05-0,1 мм) и мелкое (0,1-0,9 мм). В богатых рудах из кварцевожильных тел встречаются крупное (1-2 мм) и весьма крупное (3-4 мм) золото, часто «пропитанное» частицами углеродистого вещества [30].
Типоморфная особенность минерала в кварце - его морфологическое однообразие: большинство золотин представлено метакристаллами (50-95% знаков в протолочках) каплевидной, дробевидной, комковатой формы. Реже встречаются октаэдры, пластинчатые и др. формы, являющиеся искаженными монокристаллами и их сростками. Проявляется заметное изменение формы золотин в зависимости от их размеров. Относительно крупные золотины представлены поликристаллическими сростками с ячеистым внутренним строением. Мелкие золотины чаще имеют угловато-округлую форму. Значительная часть золотин пылевидного класса представлена изометричными или удлиненными кристалликами. Поверхность кристалломорфных золотин однородная, гладкая, блестящая [30]. В калишпат-биотит-кварцевых метасоматитах микровыделения самородного золота иногда группируются десятками и даже сотнями в облачно-пятнистые скопления площадью до 3-4 мм2. Часть зерен представлена недоразвитыми изометричными или слабоудлиненными монокристаллами со сглаженными ребрами и вершинами. Распространены также округло-угловатые полизернистые микрогнезда, чешуйчато-микропластинчатые агрегаты.
Все исследователи самородного золота руд Мурунтау отмечают его высокую пробу. По независимым данным Н.П. Нестеровой и Г.М. Чеботарева проба золота по месторождению колеблется в пределах 737-953 и 749-933 при среднем значении 867, которое вычисляют оба автора. Наиболее высокая проба гипогенного золота отмечается в кварцевых жилах с шеелитом (таблица 1.3.2)[10].
Особенности формирования однородного потока рудной массы
Рудоподготовка оказывает решающее влияние на конечный результат переработки золотосодержащих руд при использовании всех известных способов извлечения. Особая роль этому процессу отводится при использовании метода KB, так как однажды уложенная масса руды в штабель не может быть подвержена затем дополнительным усовершенствованиям. Неверно обоснованные параметры рудоподготовки приводят к безвозвратным потерям извлечения золота из штабеля. В связи с этим при проектировании предприятия KB много времени и усилий отводится подбору параметров подготовки рудного материала перед укладкой его в штабель[77].
Первостепенной задачей является выбор правильной методики и подхода к определению рациональных технологических и экономических параметров рудоподготовки.
Основной задачей рудоподготовки перед укладкой рудной массы в штабель является достижение такой крупности, которая обеспечивает максимальный контакт раствора с металлом, одновременно имеет хорошую проницаемость и стабильность для обеспечения необходимой степени извлечения золота из штабеля. Однако, в некоторых случаях эти требования несовместимы, когда оптимальный, с точки зрения уровня извлечения, размер куска приводит к низкой проницаемости штабеля руды. Объем усилий и затрат в рудоподготовке напрямую зависят от экономических показателей извлечения золота. Например, если приращение затрат на дробление крупного куска руды до более мелкой фракции не покрывается приращением в доходах от увеличения степени извлечения, то мелкое дробление не оправдано ].
Для получения ответа на поставленную задачу нами проведены технологические испытания. Основными инструментами таких испытаний явились тесты в б тылях и колоннах. В процессе испытаний рассмотрены:
Анализы минералогическогогостава и хихические свойства руды. Во всех случаях определяется распределение золота по фракциям крупности. Определяются следы присутствующих металлов, проводится минералогический анализ руд, а также процедуры по определению содержания таких составляющих как сульфиды, карбонаты и др.
Необходимость ь вгломерации. Те пробы, кокорые содержат значительное количество мелкой фракции, в основном нуждаются в агломерации. Не существует твердых и быстрых правил, которые бы определяли необходимость в агломерации данной пробы руды. Пробы агломерируются, используя методы и реагенты, которые предусмотрены данной конкретной технологической схемой. Предприятия в начальной стадии развития могут потребовать систематического проведения тестов в колоннах для определения эффекта агломерации на кинетику вышелачивания золота и на его конечное извлечение.
Выбор связующего агента. Как только определена необходимость п г юомерации, следующим шагом следует выбор связующего агента. Очень часто его выбор зависит от принятого заводского регламента или от наличия данного реагента. Затем проводится простой тест для визуального определения эффективности данного агента на агломерацию.
Дозировка связующего агента. Под этим понимается опредедение оптимального количества добавляемого реагента, опираясь на показатели затрат и качество агломерации. Так называемый тест на «отсадку» является приемлемым для определения оптимальной дозировки реагента. Для подтверждения данных имеет смысл провести тесты в колонне. При этом влажность и время агломерации также должны рассматриваться как изменяющиеся величины.
Извлечение по фракциям. Используя метод мокрого просеивания, определяется распределение золота по классам крупности. Проводятся тесты в бутылях и определяется извлечение золота по классам крупности.
Кинетика выщелачиванияя Кривая яинетики иыщелачивания ятроится ян аснове ежедневного определения количества экстрагированного золота в жидкую фазу. Содержание золота в растворе определяется методом атомной абсорбции.
Расход реагентовв Контроль за аотреблением основных хеагентов вроводится яакже на ежедневной основе путем их добавления в раствор.
Физические еанные. Обязательно определяются такие параметры как насыпная плотность, влажность, скорость дренажа и характеристики устойчивости. Насыпная плотность необходима для определения размеров штабеля, влажность и скорость дренажа для проектирования размеров прудов и расчета водного баланса. Эти параметры учитваются в расчетах устойчивости штабеля и его высоты. 2.2 Особенности формирование однородного потока рудной массы
Приведенные выше минералогические и петрографические характеристики забалансовых руд горного отвала черносланцевой толщи Мурунтау свидетельствуют о наличии достаточно дифференцированного вещественного состава исходной рудной массы - от кварцево-слюдистых и углеродистых сланцев и алевролитов, до интенсивно метаморфизо-ванных песчаников с большой долей окварцованных пород. Степень метаморфизма высокая - нередко до полного замещения исходной породы, достаточно много сульфидных минералов, представленных пиритом, халькопиритом, пирротином. Специфика процесса KB, при котором в обработку вовлекается вся горная масса, создает необходимость по возможности дифференцировать толщу горного отвала по укрупненным группам пород, каждая из которых характеризуется тремя главными параметрами: содержанием золота в руде, распределением по фракциям крупности при дроблении и степенью извлечения золота. Проведенными исследованиями по изучению влияния исходного состава руды на степень извлекаемое золота установлено, что рудную массу горного отвала целесообразно разде-лить(табл.2.2.1) на следующие разновидности: - измененные (в эту группу включаются породы зоны окисления, а также тектонизиро-ванные и ожелезненные разности); - неизменные (первичные), или измененные в слабой степени - представленные песчаниками, углистыми сланцами, алевролитами и т.д. - метаморфиты и метасоматиты; - породы, содержащие сульфидные минералы. спектр золотосодержащей рудной массы различается общим содержанием золота в руде, содержанием золота в различной крупности фракциях, конечным извлечением золота, изменением скорости извлечения золота во времени, способностью рудной массы к переосаждению золота, расходу основных реагентов и т.д.
Изучение распределения рудной массы по классам крупности при дроблении показывает, что они обладают следующими относительными показателями фракционной крупности (рис. 2.2.1). Сульфидсодержащие разности составляют незначительное количество (1.5%) и могут не учитываться в общих показателях.
Определение рационального расхода рабочих растворов с учетом интенсивности орошения
Выщелачивание руды дробленной до фракции менее 4 мм обычно сталкивается с проблемой фильтрации растворов в штабеле, что приводит к уменьшению степени извлечения содержащегося золота.
Содержание глинистых частиц, а также большое количество мелкой фракции, образовавшейся в процессе дробления, может создать проблему плохой проницаемости штабеля руды. Это происходит за счет миграции мелких частиц внутри уложенной в штабель руды до момента образования плохо проницаемого слоя, который препятствует прохождению раствора к руде непосредственно под ним. Наличие мелкой фракции и глинястых частиц оказывается определяющим параметром при эксплуатации многоярусного штабеля руды. Очень часто в результате этого происходит снижение извлечения золота или, по крайней мере, может привести к удлинению времени выщелачивания для получения максимального извлечения золота из руды в штабеле[99]. Другая проблема связана с сегрегацией крупной и мелкой фракций во время отсыпки штабеля с рудой. Создаются зоны (внутри штабеля) которые сильно различаются по пото-ко-несущим характеристикам. Как результат, в зонах с повышенной проходимостью раствора образуются каналы, по которым проходит основная масса раствора реагента. Из-за такой неравномерности распределения раствора происходит снижение скорости выщелачивания, а в некоторых случаях и снижение общего извлечения золота[23].
Наиболее приемлемым способом избежать такой ситуации является агломерирование рудной массы. В общем виде процесс агломерации заключается в добавлении связывающих агентов и раствора для образования рудных окатышей. Типичными связывающими агентами является портланд-цемент и гашёная известь. Также иногда применяют различные полимеры с высоким молекулярным весом. Основными растворами при агломерации являются вода или оборотный цианистый раствор[7]. Преимущества, получаемые от агломерации: 1 .Равномерное распределение раствора через рудную массу в штабеле. 2.Повышение плотности орошения поверхности руды. 3.Возможность более мелкого дробления руды. 4.Возможность доступа в штабель большого объема кислорода воздуха, необходимого для ускорения процесса цианирования золота. 5.Снижает остаточную влажность руды после отключения орошения. 6. Повышается устойчивость штабеля, что позволяет отсыпать высокие ярусы. Единственным недостатком агломерации является повышенные эксплуатационные расходы на реагенты.
Уникальность технологии KB золота из забалансовой руды карьера Мурунтау состоит и в том, что руда очень мелкой фракции-95% размером менее 3.35 мм, укладывается в крупномасштабный штабель руды, который имеет многоярусное исполнение. Проектом предусмотрена отсыпка восьми ярусов по десять метров каждый (общая высота 80 метров). При установленной крупности дробления и высоте многоярусного штабеля проблема проницаемости штабеля выходит на передний план, а процесс агломерации имеет решающее значение напрямую влияя на фильтрационные свойства рудного массива.
В связи с этим был проведен значительный объем исследований по определению оптимальных вариантов агломерации, в процессе которых изучалось влияние на ее качество количество цемента, влажность при окомковании и время агломерации. Изучено также влияние этих факторов на извлечение золота Полученные результаты были внедрены в производство и получили практическое подтверждение. Исследования проводились в шести колоннах, каждая из которых заполнялась смесью руды, извести и цемента в определенном соотношении (Табл. 2.4.1).
Для определения влияния количества цемента на фильтрационные свойства окомкованной руды после цикла выщелачивания золота определялась максимальная скорость подачи раствора, при которой не образовывается видимых скоплений раствора на поверхности руды в колонне. Это косвенный метод определения норового пространства в объеме испытываемой руды[75].
Из приведенных зависимостей (рис. 2.4.1) видно, что максимальная плотность орошения (скорость фильтрации) увеличивается при увеличении количества цемента с О кг/т до 6 кг// Все пробы, кроме пробы К-1(руда без агломерации) и пробы К-2(количество цемента-2 кг/т), имеют хорошую проницаемость при плотности орошения выше 10л/час/м .
Достаточная проницаемость агломерированной руды была достигнута при добавлении 3 кг/т цемента и 1 кг/т извести. При такой агломерации плотность орошения может быть поднята до 24 л/час/м . По данным проведенных тестов видно, что такое количество цемента обеспечивает достаточную агломерацию, и дальнейшее увеличение цемента экономически необоснованно. Однако, как видно из дальнейших исследований, такой подход справедлив только для одиночного яруса в штабеле руды.
Компьютерная модель управления процессом кучного выщелачивания тонкодисперсного золота
В процессе проведения опытов было установлено, что при измельчении рудной массы (с точки зрения доступа выщелачивающего раствора) золото подразделяется на три примерно одинаковые группы: практически полностью освобожденное от породы, частично освобожденное от породы и находящееся внутри ее. На первом этапе выщелачивания происходит сравнительно быстрое растворение золота из первой группы. Затем кривая извлечения выполаживается, а содержание золота в растворе резко снижается, поскольку в процессе выщелачивания практически участвует только золото второй группы, частично прикрытого породой, поэтому скорость его растворения существенно уменьшается. На этапе стабилизации продолжается растворение остатков золота второй группы, доступ раствора к которому затруднен, а также в результате диффузии происходит незначительное извлечение золота третьей группы. Все это приводит к тому, что по мере увеличения извлечения золота степень использования потенциальных возможностей раствора уменьшается, поскольку концентрация золота в нем снижается и достигает предела Cmin (рис.3.2.4,б), ниже которого опускаться экономически невыгодно.
Из данных исследования понятно, что на практике существуют противоречия в оптимальном выборе плотности орошения при различных условиях эксплуатации. С одной стороны, необходимо поддерживать максимально возможную концентрацию золота в продуктивном растворе для последующего эффективного извлечения золота из раствора. С другой, очень важно поддерживать как можно меньшее количество растворенного золота в уложенной руде, так как это золото считается незавершенным производством и косвенно сказывается отрицательно на себестоимости продукции. Особенно это важно для штабелей с многоярусной отсыпкой, где количество золота, находящегося в жидкой фазе, часто достигает нескольких тонн. Одним из способов сокращения количества золота в жидкой фазе является уменьшение остаточной влажности руды, которая достигается правильным подбором параметров агломерации руды в процессе рудоподготовки и не поддается управлению после укладки руды в штабель[48].
Другим способом является изменение плотности орошения рудного штабеля. Этот способ, в отличие от предыдущего, поддается управлению в процессе эксплуатации штабеля и является наиболее эффективным. При применении данного способа наиболее важным является вопрос о выборе оптимальной плотности орошения, которая бы обеспечивала наиболее экономически выгодный регламент выщелачивания. Выбор оптимальной плотности орошения зависит от конкретных условий эксплуатации и должен базироваться на основе производства максимального количества золота при наименьших затратах. Как видно из графиков (рис.3.2.2), количество золота, выщелачиваемого из штабеля, прямо пропорционально увеличению плотности орошения. В идеальном случае, максимально возможная плотность орошения будет являться наиболее выгодной с точки зрения увеличения производства золота. В реальности, на любом предприятии, максимальная интенсивность орошения определяется двумя факторами, такими как коэффициент фильтрации и мощностью завода по переработке раствора. В отношении коэффициента фильтрации, недостаточная проницаемость руды в штабеле может ограничивать скорость подачи раствора из-за образования в нем каналов, тем самым, понижая извлечение золота. Предположим, что фильтрация раствора в штабеле не является лимитирующим фактором. Тогда критическим параметром, в производстве необходимого количества золота, будет выступать максимально возможная пропускная способность завода но переработке раствора. Au=Qmax Х Саи Х Кэф откуда Саи= Au/Qmax х Кэф Где: -Ли количество производимого золота, кг; -Qmax максимальная производительность завода м /час; -Саи содержание золота в продуктивном растворе г/м3; -Кэф кофф. эффективности осаждения; Из приведенного уравнения видно, что при максимальном использовании производительности существующего оборудования, содержание золота в продуктивном растворе является определяющим фактором для производства золота. Как видно (рис. 3.2.3), содержание золота в растворе зависит от выбора уровня плотности орошения. Содержание золота в продуктивном растворе обратно пропорционально плотности орошения. Использование максимальной производительности обусловлено экономическими соображениями. Безусловно, можно работать с более низкой производительностью. При таком варианте, для поддержания производства золота на том же уровне, необходимо увеличить содержание золота в продуктивном растворе, что приведет (как отмечалось выше) к увеличению количества золота в рудном штабеле. Даже с учетом того что эффективность осаждения повышается с ростом содержания золота в продуктивном растворе этот подход будет менее экономически привлекательным так как сокращение затрат на переработку раствора не компенсирует дополнительную прибыль получаемую от увеличения скорости выщелачивания равных условиях, управляя параметром плотности орошения, можно добиться желаемого содержания золота в продуктивном растворе, тем самым, определяя производство необходимого количество золота. Используя закономерности извлечения золота при различной плотности орошения для конкретных руд и определенных технических условиях можно определить рациональную плотность орошения, при которой достигается выпуск максимального количества золота.
На базе многочисленных экспериментов, в рамках программы по установлению оптимальной плотности орошения, был определен наиболее приемлемый подход к выбору плотности орошения применительно к реальным условиям эксплуатации рудного штабеля. Этот подход подразумевает изменение величины плотности орошения во времени. В начальный период орошения штабеля выбирается максимальная (с точки зрения коэффициен-та фильтрации) плотность орошения 15 л/час/м . Такая скорость орошения поддерживается в течение 23 дней. К окончанию этого периода содержание золота в продуктивном растворе достигает своего пика. В течение этого времени выщелачивающий раствор совершает наиболее полезную работу. Затем наступает период, при котором происходит стабилизация содержания золота в растворе, при этом плотность орошения сокращается до 12 л/час/м . По истечению 50 дней орошения происходит плавное падение содержания золота в дренажном продуктивном растворе. Количество подаваемого раствора реагента сокращается до 10 л/час/м , а высвобожденный объем раствора направляется к свежей руде. После приблизительно 70 дней сравнительно интенсивного орошения, плотность орошения снижается до 8 л/час/м2, которое поддерживается до окончания цикла выщелачивания. Соблюдении такого регламента орошения позволяет вовлечь в процесс дополнительные площади для выщелачивания, поддержать необходимое содержание золота в продуктивном растворе (не ниже 1,2 мг/л), а также позволяет удерживать на постоянном уровне количество золота в норовом пространстве штабеля. Такой регламент орошения является эффективным только для руды с определенными свойствами. Даже при одинаковом типе руды при различие в содержание золота будет необходимо пересмотреть периоды орошения для достижения необходимых результатов.
