Гагарское золоторудное месторождение расположено на восточном склоне Среднего Урала, в 44 км от г. Екатеринбурга. Первооткрывателем Гагарского месторождения является В.П. Олерский.
Месторождение было выявлено в 1981 году Западно-Адуйской партией Уральской геологосъемочной экспедиции (УГСЭ) при проведении работ по ГДП-50. Партия проводила поисковые работы с бурением колонковых скважин, проходкой шурфов и канав. Наиболее глубокой скважиной оруденение подсечено на глубине 280 м. Затем в последующие 1984-1986 годы Сысертской ГСП выполнялись поисково-оценочные работы. Было пробурено 85 скважин объемом 35851 м, пройдено 496,9 м шурфов, отобраны технологические и лабораторные пробы руд.
До 1987 года Гагарское месторождение изучалось в сотрудничестве с группой ученых (В.Н. Сазонов, В.Ф. Рябинин) из Института геологии и геохимии УНЦ АН СССР.
В 1991-1994 годах проводилась предварительная разведка в целях уточнения геологического строения месторождения и оценки возможности отработки зоны выветривания (до глубины 45-60 м) методом подземного выщелачивания.
Гагарское месторождение относится к нетрадиционному для Урала типу золотого оруденения. В геологическом отношении Гагарское месторождение залегает в небольшом теле метасоматически измененных, сильно рассланцованных плагиогранитов рефтинского комплекса и тяготеет к зоне крупного разлома Сусанско-Асбестовской зоны.
Оруденение локализуется в крутопадающих, линейно вытянутых (600-800 м) субпараллельных зонах метасоматитов серицит-альбит-кварцевого и серицит-кварцевого состава с сульфидной прожилково-вкрапленной минерализацией, приуроченных к седлообразной дайке плагиогранитов, согласной с вмещающими апобазальтовыми амфиболитами и кристаллическими сланцами.
Зоны имеют крутое падение на северо-восток под углами 60-80°. Мощность минерализованных пород достигает 70 м. Оруденение прослеживается на глубину до 300 м и более. Руды состоят из пирита, халькопирита, пирротина, сфалерита, блеклых руд, теллуридов, мелкого и тонкого золота. Золото встречается в пирите в сростках с теллуровисмутином, тетрадимитом, гесситом. Присутствие свободного золота крайне редко, золотины образуют тонкодисперсные неправильные выделения со сростками серебра и с размерами 12-15 мкм.
Распределение золота неравномерное, содержание его варьирует от 0,5 до 34,4 г/т, в отдельных пробах достигает 480 г/т. По данным В.А. Филиппова, проводившего поисковые работы на флангах месторождения, в рудах иногда отмечается присутствие платиноидов в количестве до 0,5 г/т (Pd до 0,38 г/т).
По условиям залегания, вещественному составу руд, технологическим свойствам и горнотехническим условиям отработки месторождение разделяется на две части: верхнюю, представленную окисленными и полуокисленными рудами коры выветривания; нижнюю, представленную не затронутыми поверхностными процессами первичными рудами, слагающими крутопадающие линейные пласто- и жилообразные рудоносные залежи.
Верхняя часть месторождения по вещественному составу руд, водно-физическим и технологическим свойствам, в свою очередь, подразделяется на более высоко-залегающую зону полного физического распада и химического разложения и подстилающую ее зону дезинтеграции. Эти две зоны представляют собой два природных типа руд. Основными нерудными минералами зоны полного физического распада и химического разложения являются каолинит, гидромусковит, гидробиотит, гидрохлорит-вермикулит, гетит, халцедон, лейкоксен, монтмориллонит, галуазит. Для этой зоны характерна полная окисленность первичных рудных минералов. Минеральный состав зоны дезинтеграции такой же, как и вышележащей, с заметным присутствием неразложенных минералов первичных руд. По содержанию золота в коре выветривания выделены экономические классы руд:
1) Убогие руды (содержащие золота менее 0,8 г/т), составляющие забалансовую группу запасов.
2) Бедные руды (содержащие золота от 0,8 до 1,5 г/т).
3) Рядовые руды (содержащие золота от 1,5 до 3,0 г/т). 4) Богатые руды (содержащие золота выше 3,0 г/т). Последние три класса составляют балансовую группу запасов золотоносных руд коры выветривания.
Ряд особенностей верхней окисленной части месторождения предопределил выбор способа подземного выщелачивания для ее отработки:
• окисленные руды коры выветривания – рыхлые и дезинтегрированные образования, относящиеся к неустойчивым или слабоустойчивым при горной разработке;
• руды коры выветривания относятся к убогим по содержанию золота и серебра: среднее содержание золота в балансовой группе разведанных запасов составляет 1,4 г/т, в забалансовой – 0,5 г/т; серебра, соответственно 6,3 и 2,4 г/т;
• золото в рудах коры выветривания находится как и в первичных, в основном, в тонкодисперсном состоянии. Свободное (амальгамируемое) золото в этих рудах, в среднем, составляет 12,12%, остальная часть – в сростках с рудными и нерудными минералами;
• по совокупности свойств руды коры выветривания являются труднообогатимыми;
• в коре выветривания компактные и контрастные крутопадающие первичные рудные тела трансформированы в пластообразную приповерхностную рудоносную залежь с более бедными и неконтрастными рудами;
• в центральной части золотоносная поверхностная пластовая рудоносная залежь окисленных руд пересекается автотрассой Екатеринбург-Тюмень федерального значения.
Месторождение обводнено единым водоносным горизонтом. В коре выветривания месторождения развит единый водоносный горизонт, имеющий поровый тип вод в первичных рудах и трешинный в зоне дезинтеграции. Наибольшей водообильностью и водопроводимостью в коре выветривания (Kф — 9,0 м/сут) обладает зона дезинтеграции. Низкие фильтрационные свойства (0,19-0,25 м/сут) имеют песчано-глинистые образования зоны полного разложения. Тем не менее, такие разнородные фильтрационные свойства позволяют вести обработку этих руд совместно и одновременно растворами в режиме подземного выщелачивания с приемлемой интенсивностью. Подстилающие кору выветривания массивные плагиограниты и метасоматиты имеют спорадическую проводимость по трещинам, в основной своей массе являясь водоупорными. Уровень подземных вод находится на глубине 18-21 м от поверхности, разделяя, таким образом, руды коры выветривания на еще 2 природных и, соответственно, технологических подтипа – обводненные и необводненные, т.е. находящиеся выше (ВУГВ) и ниже (НУГВ) уровня грунтовых вод. Поверхность подземных вод плавно копирует рельеф местности. Уклон поверхности составляет 0,005-0,008 в сторону р. Пышмы. Источником питания подземных вод являются атмосферные осадки. Инфильтрация их имеет площадной характер, амплитуда сезонных колебаний уровня подземных вод изменяется в пределах 1-2 м.
Площадь Гагарского месторождения расположена в краевой части Гагарского бассейна грунтовых вод, включающего одноименное месторождение вод питьевого качества. Месторождение подземных вод эксплуатируется скважинным водозабором с производительностью до 140 м³ в час для водоснабжения г. Заречного. Ближайшие от участка ПВ водозаборные скважины находятся на расстоянии 1,5 км.
С августа 1994 года ЗАО «Гагарка-Au-ПВ» на Гагарском золоторудном месторождении начало добычу золота из окисленных руд коры выветривания способом подземного выщелачивания (ПВ). Одновременно проводились поисковые работы на южном фланге месторождения. Результатом их явилось уточнение геологического строения южного фланга и открытие золотых руд, отличающихся по составу и возрасту от ранее изученных.
Промышленной отработке руд в коре выветривания на Гагарском месторождении предшествовали стадии опытных и опытно-промышленных работ.
До начала опытных работ подземного выщелачивания на Гагарском месторождении было проведено гидродинамическое моделирование процесса подземного выщелачивания с использованием нейтральных индикаторов. Результаты показали управляемость процесса, после чего было получено разрешение Комитета по охране природы на проведение опытных работ активными растворами с попутной добычей.
Геолого-гидрогеологические особенности месторождения предопределили создание систем отработки, главным отличительным признаком которых является подача выщелачивающих растворов первоначально в слабопроницаемые руды, в том числе в необводненные, залегающие в верхней приповерхностной части месторождения, а улавливание сформировавшихся продуктивных растворов – в зоне хорошо проницаемых дезинтегрированных и трещиноватых руд, локализованных на нижних горизонтах окисленных руд коры выветривания.
На опытной стадии работы проводились на двух ячейках, состоящих из одной откачной скважины и четырех закачных, а также инфильтрационных траншей. Опытными работами определялась принципиальная возможность отработки руд способом подземного выщелачивания и оценивался уровень основных технологических показателей. На опытных ячейках 8-0 и 12-0 достигнута степень извлечения, соответствующая уровню традиционных требований к способу подземного выщелачивания. Удельные расходы реагентов, материалов, электроэнергии, затрат труда по опытным ячейкам показали возможность ведения процесса с достаточно низкой себестоимостью и целесообразность перехода к опытно-промышленным работам.
На опытно-промышленной стадии добыча велась на трех блоках. На блоке БПВ-1, где подавляющая часть запасов сосредоточена ниже уровня грунтовых вод (УГВ), использовались рядная скважинная фильтрационная система отработки с квадратной ячейкой 10×10 м. Закачка велась в 12 закачных скважин, а откачка из 6-ти откачных. Фильтры закачных скважин были расположены как в необводненной, так и в обводненной частях разреза, в интервале слабопроницаемых руд. Фильтры откачных скважин установлены в хорошо проницаемых интервалах с выходом в песчано-глинистую часть. Система предназначена для отработки преимущественно обводненных руд. На блоке БПВ-2 задействована аналогичная система, но необводненная часть разреза орошалась через поперечные блоку инфильтрационные канавы, пройденные через 2-2,5 м. На этом блоке соотношение запасов ВУПЗ и НУГВ равнозначно. Эта комбинированная система предназначена для отработки всей рудной массы. Закачка велась как в закачные скважины, так и в инфильтрационные канавы, откачка из 7-ми откачных скважин. На блоке БПВ-3, где кора выветривания развита, преимущественно, выше УПЗ, использована система комбинаций откачных скважин и закачных канав (инфильтрационная система). Закачка велась только в инфильтрационные траншеи, а откачка из 5-ти откачных скважин.
Выщелачивание проводилось по оксихлоридной схеме с концентрацией активного хлора 0,3-0,6 г/л. Золото из растворов извлекалось по механизму сорбции-цементации на активированных углях различных марок (АРВ, АБЛК, АГ-3).
Степень извлечения золота из опытно-промышленных блоков БПВ-1, БПВ-2 уже к 2002 году достигла уровня 50-60%, соответствующего проектному. Один из важнейших определяющих экономику показателей удельный расход хлора, составил 0,76-1,33 кг/г. Такой уровень предполагает затраты на хлор не более 5% от стоимости золота, что является весьма низким показателем. В совокупности достигнутые результаты позволили перейти предприятию к промышленной отработке месторождения.
В период промышленной отработки участок включал 11 блоков, 6 из которых с балансовыми запасами, 5 – с забалансовыми. Общая площадь участка ПВ составляет 17648 м2. Среднее содержание в целом по участку составляет 1,2 г/т, по балансовым рудам 2,.0 г/т, по забалансовым 0,5 г/т. Таким образом, по среднему содержанию золота в рудах участок практически не имеет аналогов в практике добычи среди золоторудных месторождений. Среднее содержание в забалансовых блоках тем более претендуют на уникальность для отечественной практики добычи из золоторудных объектов. Блоки ПВ вводились в отработку последовательно: БПВ-1 – 1994-1995 гг., БПВ-2, БПВ-3 – 1995-1996 гг., БПВ-4 – 1997-1998 г., БПВ-5 – 2001 г., БПВ-6 – 2002 г., забалансовые блоки 1999-2004 г. До начала стабильной работы очередного блока он в течение какого-то времени, иногда до года, находился в стадии закисления и мог работать периодически. Практиковалось также уплотнение и изменение сети откачных скважин, а также инфильтрационных траншей. Первоначально забалансовые блоки вводились в работу с целью перехвата утечек технологических растворов с остаточными концентрациями полезного компонента. В дальнейшем забалансовые блоки стали нормальными добычными единицами. Количество работающих скважин в блоках постоянно менялось в зависимости от содержания золота в продуктивных растворах или необходимости изменения гидродинамического режима на блоке. Всего в разные годы была задействовано 71 откачная скважина и 18 закачных. Аналогично, количество канав, их расположение ежегодно менялось для наиболее полного выщелачивания в зоне аэрации. За время отработки участка было сооружено свыше 7940 п.м. инфильтрационных канав обшей площадью 6353 м².
Технический комплекс подземного выщелачивания включает геотехнологический полигон (система скважин и канав, трубопроводы), узел переработки продуктивных растворов (отстойники, сорбционные колонны), и хлораторную станцию для подготовки рабочих выщелачивающих растворов, насосную и компрессорную, цеховую лабораторию и перерабатывающий комплекс для извлечения золота из растворов.
В соответствии с технологической схемой руда на месте залегания обрабатывается выщелачивающими растворами, приготовленными путем растворения газообразного хлора в оборотных растворах (первоначально в пластовой воде). Образующиеся продуктивные растворы эрлифтом поднимаются на поверхность из откачных скважин. Эрлифтный воздух, загрязненный отдуваемым остаточным хлором, направляется на очистку (обесхлоривание) в абсорбере насадочного типа. Растворы после осветления в отстойнике подаются на сорбционные колонны с активированным углем. Обеззолоченные растворы (маточники) после осветления в отстойнике подаются на хлорирование. Хлорируется дозируемая часть раствора, которая затем смешивается с холостыми маточниками и маточниками, частично насыщенными хлором в абсорбере насадочного типа. Смешанные таким образом растворы подаются на закачку в недра.
Насыщенный золотом уголь высушивается. Поскольку ртуть, содержащаяся в рудах выводится из растворов вместе с золотом на уголь, то требуется предварительная демеркуризация концентрата.
После демеркуризации уголь озоляется, зола поступает в плавку в композитном составе. Сплав Доре с высоким содержанием золота (95-98%) направляется на аффинаж.
Серебро в рудах содержится в малых количествах и фиксируется как попутный компонент. В стоимостном выражении доля серебра составляет 1-2 %.
Опыт отработки Гагарского месторождения методом подземного выщелачивания является уникальным и произведен впервые в мировой золотодобыче.
В 1997 году после предварительной разведки ТОО «Артель старателей Гагарка» и АОЗТ «Уральская горногеологическая компания» запасы месторождения были утверждены ГКЗ МПР РФ в 8,2 млн. т руды со средним содержанием Au 4,2 г/т и Ag 15,8 г/т.
Результаты эксперимента на сегодняшний день однозначно положительны. Из непригодных для других способов отработки руд в коре выветривания добыто более 700 кг золота. Среднее содержание в отрабатываемых блоках составляет 0,5-2,0 г/т.
Основываясь на полученном положительном опыте, метод скважинного подземного выщелачивания получил эффективное развитие в Уральском регионе, работы по подземному выщелачиванию золота ведутся еще на нескольких месторождениях: Маминское (2003 г.), Долгий мыс (2003 г.), Верхотурское (2005 г.) и Восточно-Семеновское (2005 г.).
В настоящее время Гагарское месторождение эксплуатируется предприятием ООО «Геопоиск» (подземное выщелачивание золотоносных кор химического выветривания).
Использованная литература и источники:
Государственная геологическая карта Российской Федерации масштаба 1:200000. Серия Средне-Уральская. Лист O-41-XXVI (Асбест). 2017.
Докукин Ю.В., Самойлов А.Г. Практические результаты добычи золота способом подземного выщелачивания в России. // «Золотодобыча». 2009, №133.
Заболоцкий А.И., Докукин Ю.В. Первый в РФ опыт промышленной добычи золота способом подземного выщелачивания из золотоносных кор выветривания Гагарского месторождения. // «Горный информационно-аналитический бюллетень». 2009, №1.
Заболоцкий А.И., Харькевич К.А., Видусов Т.Э. Опытные испытания способа ПВ для добычи золота из руд коры выветривания золоторудного месторождения Гагарского. // «Горный информационно-аналитический бюллетень». 1999, №2.
Месторождения золота Урала / В.Н. Сазонов, В.Н. Огородников, В.А. Коротеев и др. 1999.
Урал горный на рубеже веков. Драгоценные металлы Урала. Том 3, часть 1. 2004.
Филиппов В.А., Рябинин В.Ф., Сысоева З.З. Гагарское золоторудное месторождение на Среднем Урале, Россия. // «Геология рудных месторождений» 2013, том 55, №1.
