» » Методика оптимизации параметров выщелачивания

Методика оптимизации параметров выщелачивания

07.08.2016

Методика определения параметров подземного выщелачивания включает оценку возможности применения подземного выщелачивания для повторной разработки месторождений (табл. 12.1).
При определении параметров процесса исследуют:
• состав выщелачивающих растворов;
• удельную нагрузку растворов на разрушенную массу;
• скорость продвижения фронта выщелачивания;
• характер извлечения металлов из растворов и состав осадителя;
• расход реагентов на 1 кг металлов.
Методика оптимизации параметров выщелачивания
Методика оптимизации параметров выщелачивания

Месторождения различаются горно-геологическими особенностями, поэтому масштабы геотехнологического производства определяются отдельно для каждого месторождения и даже для отдельных его участков.
Анализ факторов, влияющих на эффективность подземного выщелачивания, показывает, что основными из них являются: мощность рудного тела, содержание металла в руде и масштабы производства.
После расчета технико-экономических показателей на средние параметры производятся расчеты при изменяющихся параметрах (мощность рудного тела, содержание металлов в руде и масштабы производства). Интервал изменения определяется по геологическим данным.
На основании расчетов строят зависимость себестоимости 1 т металла от масштабов производства и содержания металлов в руде при изменяющейся мощности рудных тел.
Пример. Содержание металлов в руде изменяется от 0 до 2,5 %, а мощность — от 2 до 20 м. Возможные масштабы производства изменяются от 105 до 630 тыс. т/год.
Товарная стоимость металла составляет 3443 руб/т. Определить рентабельные масштабы производства, если содержание металлов в руде 1 % и мощность рудного тела 10 м. Себестоимость рассчитывается при изменяющихся мощности рудного тела, содержании металлов в руде и масштабах производства (табл. 12.2).
Аналогично рассчитывается себестоимость 1 т металла при другой мощности рудных тел. Затем строятся зависимости себестоимости от содержания металлов в руде при изменяющейся мощности рудного тела (рис. 12.1, а).
Методика оптимизации параметров выщелачивания
Методика оптимизации параметров выщелачивания

Далее производится расчет себестоимости 1 т металла при изменяющихся масштабах производства. При этом мощность рудного тела принимается постоянной и равной средней по месторождению.
Зависимость себестоимости металла от масштабов производства интерпретируется графически (рис. 12.1, б). По полученным зависимостям определяют рентабельные масштабы производства при заданных мощности рудного тела и содержании металлов в руде.
Если содержание в руде равно 1 % и мощность рудного тела 10 м, то согласно графику (рис.12.1, а) себестоимость 1 т металла — 640 руб. Товарная же стоимость — 443 руб/т.
По второму графику по полученной себестоимости и мощности определяют рентабельность и масштабы производства, в данном случае 320 тыс. т. Это означает, что применение выщелачивания в меньших масштабах нецелесообразно.
Вовлечение в эксплуатацию дополнительно к балансовым запасам, разрабатываемым традиционным способом, «металлоносной закладки», разрабатываемой с помощью выщелачивания, оказывает влияние на технико-экономические показатели рудника и обогатительной фабрики. Это влияет на величину извлекаемых запасов и содержание металлов в руде; эксплуатационные затраты; показатели использования капиталовложений и производственных фондов; производительность труда, производственную мощность предприятия (по металлам) и срок отработки месторождения.
Методика оптимизации параметров выщелачивания

Технология выщелачивания как сложная динамическая система характеризуется рядом влияющих факторов: природных, горно-технических, технологических, экономических и организационных и множеством состояний, каждое из которых подчиняется закону функционирования.
Группа управляемых параметров — производственная мощность, количество потерянных и забалансовых руд, коэффициент извлечения металлов, расход реагентов и энергии и т.д. Выходные параметры характеризуют обобщающие экономические показатели: себестоимость добычи и переработки, условную прибыль, экономические преимущества, экологические достоинства и т.д.
Экономико-математическая модель дополняется элементом экологии, так как кроме экономии от получения металлов без существенных капиталовложений в горное производство геотехнологии принесут пользу, которую пока еще трудно выразить в деньгах.
Конечной целью методов обоснования эффективности геотехнологий является нахождение такой комбинации технологических решений, которая в данных условиях обеспечивает экстремум целевой функции. При математическом моделировании применен метод перебора вариантов, позволяющий приближаться к оптимуму — нахождению экстремума функции вида с помощью ЭВМ:
Методика оптимизации параметров выщелачивания

где Э — критерий эффективности; х1, ..., хn — варьируемые параметры.
Целевая функция работает в условиях ограничений:
Методика оптимизации параметров выщелачивания

где аi — параметры процесса; i = (1, m) — число ограничений параметров; g — равенства; к = (1, n) — число ограничений равенств.
Критерием оптимальности является прибыль, руб.
Методика оптимизации параметров выщелачивания

Методика оптимизации параметров выщелачивания

где γx — доля потерянных и забалансовых руд в объеме производства, доли ед.; Аt — производственная мощность предприятия в t-й год, т/год; tp — время применения технологий с выщелачиванием, лет; tc — срок строительства объектов выщелачивания, лет; tc' — сроки строительства объекта, лет; Цдt и Сдt — извлекаемая ценность добываемой руды и затраты на ее добычу и переработку в t-й год, руб/т; Kxt — капиталовложения в объект выщелачивания в t-й год, руб.; Am — производственная мощность предприятия по переработке в t-й год, руб/т; Цдпt и Сдпt — извлекаемая при выщелачивании ценность и затраты на это в t-й год, руб/т; Kпt — затраты на строительство и освоение дополнительных объектов в t-й год, руб.; E — коэффициент дисконтирования затрат и прибыли, доли ед.; Eп — процентная ставка за банковский кредит для выполнения дополнительных работ, доли ед.; Пб и Pб — потери и разубоживание при базовом варианте, доли ед.; П и P — то же, при варианте выщелачивания; A1, A2, A3 — затраты на погашение геологоразведочных работ, на амортизацию и на горно-подготовительные работы, отнесенные на 1 т балансовых запасов при базовом варианте, руб/т; A4, A5, A6 — затраты на управление массивом и обогащение при базовом варианте в расчете на 1 т добываемой рудной массы, руб.; А5' и A6' — затраты на управление массивом и обогащение при новом варианте на 1 т руды, руб.
На уровень эксплуатационных затрат влияют геологические, технические, технологические и экономические факторы. Опыт использования линейных уравнений множественной регрессии указывает на их недостаточную корректность. Линейность обеспечивается не всегда. В период экономических изменений в хозяйственном механизме стоимостные соотношения изменяются некорректно. Отсутствует элемент стабильности условий как обязательный закон использования статистических закономерностей.
В первом приближении для ориентировочной оценки определяем эксплуатационные расходы, связанные с геотехнологическим извлечением металлов из потерянных и забалансовых руд:
С = (а + b) (A + k) М,

где А — объем добычи, физ. ед./ед.; а — условно-постоянная часть эксплуатационных расходов, не зависящая от количества добычи, ден. ед./ед. времени; b — коэффициент, характеризующий переменную часть расходов, пропорциональных объему добычи на 1 ед. металла; к — коэффициент, характеризующий переменную часть эксплуатационных расходов, пропорциональных количеству металлов, извлекаемых по геотехнологии; M — количество металла в готовой продукции, т/ед. времени.
При выщелачивании металлов из руд, оставленных в отработанном пространстве действующих рудников, следует соблюдать условия:
• повторная отработка выщелачиванием не должна быть опасной и нарушать нормальную деятельность предприятия;
• технико-экономическая эффективность деятельности предприятия при этом должна возрасти;
• по возможности совмещать повторную отработку выщелачиванием с очисткой рудничных вод.
Принципиальная технологическая схема для выщелачивания металловиз сульфидных руд, оставленных в пустотах, показана на рис. 11.3.
Продукционные растворы, прошедшие отработанное пространство, и рудничные воды собираются в отстойнике твердых взвесей 2, рассчитанном на трехчасовую производительность системы. Очищенные от твердых взвесей растворы подаются в емкость 3, где идет комплексное осаждение всех металлов при pH 9. В качестве осадителя можно использовать кальцинированную соду или известковое молоко. Осветленные растворы поступают в зумпф главного насоса 1, откуда после подкисления до установленного предела подаются в пустоты. Часть очищенных растворов сбрасывается в природную гидросеть.
Комплексные осадки из осадительных емкостей направляются в агитатор 4, куда подается раствор серной кислоты до pH 2. Гель интенсивно перемешивается с кислотой, при этом цинк, железо и сопутствующие им металлы переходят в раствор, а труднорастворимый в кислой среде сульфат свинца направляется на центрифугу 8 для обезвоживания (В = 15 %).
Верхний слив поступает в емкость 5, где он смешивается с пульпой пиралюзита (МnО2) или обрабатывается хлором для перевода железа в трехвалентную форму, В емкости 6 все железо осаждается при pH 4/5. Очищенный от железа раствор поступает в емкость 7, где нейтрализуется при pH 9 для осаждения цинка, который подвергается обезвоживанию до В = 60 % на центрифуге.
Осветленный раствор направляется в приемный колодец главного насоса или сбрасывается в природную гидросеть.
Методика оптимизации параметров выщелачивания

Рассмотрим потенциально возможные опасности предлагаемой технологической схемы для людей и технических сооружений участка выщелачивания и смежных с ним. В табл. 12.3 приведены реакции окисления и растворения минералов при выщелачивании металлов из руд Архонского месторождения. Данные таблицы и результаты катотермических съемок в выработках Архонского рудника, на котором происходит природное выщелачивание, свидетельствуют, что в основном выделяется СО2. Его выделение также возможно при растворении нерудных минералов и окислении древесины, оставшейся в пустотах. Нормативных данных для определения количества углекислого газа нет.
Согласно ЕПБ, концентрация СО2 на исходящей струе не должна превышать 0,5 %. Для предварительного определения количества газа при выщелачивании нужно знать минералогический состав руды, характеристику реагентов и производительность участка. По этим данным можно рассчитать количество воздуха, необходимое для разбавления углекислого газа до ПДК (см. табл. 12.3).
При правильном режиме проветривания выделяющиеся газы, пары и пыль в пределах, превышающих ПДК, не должны попадать в выработки, где находятся люди. Нарушение режимов проветривания повышает концентрацию углекислого газа, однако опасность взрыва и пожара не возрастает. При правильной организации газы, выделяющиеся при выщелачивании, не оказывают существенного влияния на нормальную деятельность рудника.
Опыт выщелачивания металлов из руд на месте залегания свидетельствует о преимуществах этого способа в сравнении с традиционными способами в отношении травматизма и профзаболеваний (меньшая трудоемкость работ, использование средств автоматизации и дистанционного управления, более высокий технический уровень производства).
Однако совмещение его с традиционными способами добычи на действующем руднике возможно при определенных условиях. Наиболее благоприятные условия создаются при территориальной, воздушной и гидравлической разобщенности участков с различными способами добычи.
Совмещение более сложно, когда эксплуатационные работы ведутся одновременно на различных горизонтах при общей системе выработок вскрытия.
Неудовлетворительное совмещение повышает опасность:
• при дополнительном загрязнении атмосферы в действующих выработках газами, пылью и парами, выделяющимися на участках выщелачивания;
• неуправляемом проникновении агрессивных растворов и вод участков выщелачивания в действующие выработки и технические сооружения рудника;
• повышении пожарной опасности;
• накоплении в отработанном пространстве жидких продуктов, выбросы которых в выработки возможны.
Опасность возникает в результате неуправляемого проникновения высокоминерализованных агрессивных растворов в действующие выработки. Поэтому необходимым условием совмещения технологий является изучение путей миграции растворов через пустоты путем предварительных и систематических в период эксплуатации гидрометаллометрических съемок.
Технологические растворы выщелачивания считаются агрессивными для технических сооружений и людей. Однако степень их агрессивной активности низка, потому что концентрация серной кислоты в них не превышает 0,5 %. Опасность контактов людей с реагентом возможна только при прорыве трубопроводов и выбросе селей и растворов при скоплении их в отработанном пространстве.
В случае проникновения растворов в действующие выработки участки прорывов локализуют, а проникшие растворы собирают и нейтрализуют карбонатными породами.
Для предотвращения выбросов воды учитывают количество растворов, поступающих и выходящих из участка выщелачивания. Для этого используют расходомеры и рН-метры, регистрирующие части которых выводятся на диспетчерский пункт. Мероприятия позволяют безопасно совмещать обычную отработку с повторным выщелачиванием.
О возможности самовозгорания и саморазогревания руды и боковых пород судят по их минералогическому и химическому составу. Предлагаемая технологическая схема в отношении пожаров не опасна.
На входящей и исходящей струях участка выщелачивания устраиваются замерные станции, на которых определяется количество воздуха, отбираются пробы на определение О2, NO2, NO4, CO2 и H2S, замеряются температура, влажность и содержание в воздухе тяжелых металлов. Рудничная атмосфера контролируется на содержание CO2, NO4 и H2S ежесуточно.
Пустоты рудников заполнены обрушенными боковыми породами и металлоносной закладкой. Они постепенно уплотняются, расширяя зоны трещиноватости. Каждый отработанный блок можно рассматривать как емкость, заполненную бедной рудной массой, или перколятор. Если сквозь руду проникают вода и воздух, в окружающую среду выносятся металлы. Природные растворы можно концентрировать и посредством канализации направлять на осадительные установки.
При выборе технологической схемы желательно определить количество таких вод, чтобы использовать их для выщелачивания. Совмещение процессов осаждения металлов из продукционных растворов и из рудничных вод позволит снизить затраты по очистке последних.
Для более детальной проработки схемы совмещения традиционной технологии с выщелачиванием рассмотрим пример.
Количество потерянной руды составляет 3,41 т/м3. Приведенная средняя толщина слоя руды на почве при плотности раздробленной руды 1,8 т/м3 равна 1,9 м.
Условная площадь забоя для орошения при выщелачивании:
(220*1,9) sin 75° = 420 м2.

При удельном расходе раствора 0,24 м3/(ч*м2) производительность участка по растворам:
420*0,24 = 100 м3/ч.

Возможны три схемы размещения основных сооружений:
• все сооружения и материалы, необходимые для осаждения металлов из растворов и обработки осадков до товарных кондиций, размещаются на поверхности;
• все сооружения и материалы размещаются под землей в районе слепого ствола;
• под землей размещаются установка для выделения гелей и реагентный узел, а доводка их производится на поверхности.
Вариант выбирается прежде всего с позиции безопасности. Растворение рудных и нерудных минералов во всех случаях сопровождается выделением газов. Часть их (CO2 и N2) выделяется из самих минералов, а часть — в результате реакций с растворами. Отобранные для выщелачивания реагенты (кислород и растворы хлористого натрия и серной кислоты) исключают возможность появления других, кроме CO2, газов. Основное количество будет поступать в результате реакций кислот с карбонатами, которых в руде 3,77 %. Допуская, что они распределены в рудной массе равномерно, при переводе в раствор 1 кг цинка (в результате сульфатизации карбонатов) выделится 0,33 кг (0,21 м /кг) газа. При осаждении металлов и обработке осадков степень опасности определяется количеством газов, которые могут выделиться при этих операциях.
Методика оптимизации параметров выщелачивания
Методика оптимизации параметров выщелачивания
Методика оптимизации параметров выщелачивания

Для успешного осаждения цинка в виде основных карбонатов с помощью кальцинированной соды количество его в растворе должно быть не более 800—1000 г/м3, Принимаем (на основании лабораторных данных) содержание цинка в растворе 750 г/м3, свинца — 250 г/м3, железа — 800 г/м3 и определенную производительность. Необходимые расчеты сведены в табл. 12.4.
В случае размещения осадительного комплекса под землей необходимо, чтобы количество воздуха, подаваемого к нему, было не менее 4800 м3/ч, или 1 м3/с. Количество воздуха, подаваемого по шт. 22 к отработанному пространству жилы «Южная», составляет 21 м3/с.
Для определения экономической эффективности технологии рассчитывают укрупненные затраты по трем вариантам (табл. 12.5). Из них наиболее приемлем вариант с размещением осадительного комплекса под землей и доводкой осадков на поверхности. Он более дешевый и не зависит от погоды. Значительным преимуществом этого варианта является то, что он позволит получать более качественные осадки из продукционных растворов, чистых от твердых взвесей при меньших затратах.
Основное загрязнение рудничных вод происходит при их движении по водосточной канавке шт. 22. Для получения качественных осадков из таких растворов необходимо применение методов очистки: фильтрации, осаждения примесей известковым молоком, продувки получаемых комплексных гелей углекислым газом, прокаливания и т.д.
К недостаткам варианта можно отнести некоторые усложнения управления и обслуживания технологической схемы (рис. 12.2).
Выщелачивающий раствор (5 г/дм3 H2SO4 + 20*40 г/дм3 NaCl) подавали в отработанное пространство жилы «Южная» (Архонское месторождение в РСО-Алания) по трубам с распылителями на концах через заезды 1 на шт.20. Распылители устанавливали для более полного орошения забоя и связывания кислорода воздуха распыленной водой. Пройдя отработанное пространство, продукционные растворы собирались в сборнике растворов 2 на штреке второго горизонта, куда поступали и чистые рудничные воды. Из сборника растворы кислотоупорным насосом № 1 (3) производительностью 100 м3/ч подавали в осадительную камеру 4 емкостью 300 м3. В камеру из специальной емкости самотеком поступал насыщенный раствор кальцинированной соды до pH 9 для получения комплексного осадка. Основные карбонаты свинца, цинка и железа скапливались у перемычки, а очищенный раствор сливался в колодец 5 насосной станции емкостью 20 м3. Здесь он подкислялся до установленного предела и подавался кисло-тоупорным насосом № 3 (производительностью 100 м3/ч) на шт. 20 для повторного использования. Излишек очищенного раствора из осадительной камеры направлялся по водосточной канавке на сброс в р. Ардон.
Методика оптимизации параметров выщелачивания

Комплексные гели из осадительной емкости в первую смену суток по полиэтиленовым трубам 7 перекачивали насосом № 2 (производительностью 40 м3/ч) и подавали на центрифугу 8, которая находится на поверхности. Верхний слив центрифуги сбрасывали в р. Ардон, а нижний влажностью 60 % направляли в емкость 9, куда подавался раствор серной кислоты до pH 2. Гель интенсивно перемешивали, при этом цинк, железо и сопутствующие им металлы переходили в раствор, а нерастворимый сульфат свинца направлялся на сушку.
В продукционных растворах содержатся катионы двух-и трехвалентного железа, имеющие различные pH осаждения, что может приводить к разубоживанию цинкового геля. Чтобы исключить это, все железо переводили в трехвалентную форму пиролюзитом, кислородом или газообразным хлором.
Методика оптимизации параметров выщелачивания

В емкости 10 раствор обрабатывали пульпой MnO2, затем в емкости 11 нейтрализовали до pH 3—4 для осаждения железа в виде Fe(OH)3, направляемого на сушку. Верхний слив поступал в осадительную емкость 12, где нейтрализовался кальцинированной содой до pH 9. В осадок выпадал цинк в виде основного карбоната.
Осадки, получаемые по такой схеме, как показали лабораторные исследования, содержат до 60 % Pb, 45 % Zn и 30 % Fe и являются товарными продуктами.
В табл. 12.6 приведен химический состав получаемых продуктов, отвечающих стандартам на концентраты.
Из продукционных растворов, содержащих более 500 мг/дм Zn, можно получить электролизом цинковый порошок с содержанием до 83—90 % Zn (при расходе электроэнергии 3500—4500 кВт на 1 т металла), а при достаточной очистке растворов — даже катодный цинк.