» » Экспериментальное обоснование технологий выщелачивания

Экспериментальное обоснование технологий выщелачивания

07.08.2016

Лабораторно-аналитические исследования явились основанием для проведения опыта в промышленных условиях по вымыванию окисленного цинка из отработанного пространства жилы «Южная», расположенного выше 2-го горизонта месторождения. Площадь отработанного пространства жилы 85 тыс. м2, в нем потеряно около 130 тыс. т руды, 1,729 тыс. т свинца и 3,958 тыс. т цинка. Это неравномерно раздробленная и неравномерно распространенная по всей поверхности отработанного пространства горная масса, подверженная окислению.
Нa устье шт. 22 была построена осадительная установка, которая использовалась для очистки рудничных вод.
Отработанное пространство орошалось со шт. 20. Воду подавали из головного сооружения р. Архон по трубам 25 мм. В каждом подходе устанавливали водомеры и манометры.
Перед началом эксперимента в выработках рудника провели гидрометаллометрические съемки. Затем в отработанное пространство жилы со шт. 20 запускали воду, подкрашенную анилиновыми красителями, после чего снова проводили съемки. Oпределяли удельный расход, углы растекания, путь и скорость движения раствора через отработанное пространство,
На каждой замерной станции фиксировали время появления подкрашенных растворов и следили за изменением притока рудничных вод. Количество воды, подаваемой в отработанные пространства, менялось от 10 до 20 м3/ч.
Экспериментальное обоснование технологий выщелачивания

В каждой точке наблюдения отбирали пробы на содержание свинца и цинка. Результаты анализа рудничных вод этих съемок приведены в табл. 12.7.
Экспериментально установлено:
• скорость движения раствора через отработанное пространство — 11/13 м/ч;
• скорость движения раствора — 0,1 + 0,35 м3/м2, что соответствует пленочно-капельному режиму;
• угол растекания раствора — 55°;
• вода, запущенная со шт. 20 в пустоты, без утечек поступает на 2-й горизонт.
После проведения контрольных съемок был начат опытнопромышленный эксперимент. Раствор, прошедший отработанное пространство, собирался на штреке 2-го горизонта, выходил на шт. 22, где смешивался с рудничными водами, поступающими из других выработок, и по открытой канавке шт. 22 выходил на поверхность. Далее по трубопроводу он направлялся в бак для отстоя твердых взвесей.
Осаждение металлов вели при pH 8,5—9 в двух баках емкостью по 60 м3 кальцинированной содой, раствор которой подавали самотеком из резервуаров. Минимальное время для осаждения геля из концентрированных вод, в зависимости от концентрации его, 40—60 мин. При принятой емкости баков это возможно только вначале, пока в них не было геля. Иногда из-за несвоевременной вывозки геля время пребывания воды в осадительных емкостях было 15—30 мин. Гель выпускался через нижний слив при влажности 80—90 % в насос, который подавал его в автоцистерну. На Мизурской обогатительной фабрике он подмешивался в сгустителе к одноименному концентрату. Осветленные растворы через верхние сливы баков сбрасывались в р.Ардон при содержании металлов в них в пределах ПДК.
Вымывание окисленного цинка велось в три этапа с перерывами, вызванными несвоевременной вывозкой геля. Чистое время промывки составило 70 суток. За это время проводили систематическое опробование вод на выходе из штрека гор. 2, на устье шт. 22 и на сбросе очищенных вод в р.Ардон.
Усредненные данные химических анализов и проб и данные по количеству пропущенных растворов, вымытого металла и полученных осадков приведены в табл. 12.8.
Экспериментальное обоснование технологий выщелачивания

За время опытных работ на фабрику отправлено 41,3 т цинка в геле, который после добавления в одноименный концентрат передан заводу «Электроцинк».
На обслуживании опытных работ было занято 3 человека. Из них двое работали на осадительной установке, разгружали соду, отбирали пробы воды и геля, регулировали подачу соды в осадительные баки, помогали в вывозке геля и вели учет. Третий на шт.20 контролировал подачу воды и состояние трубопровода.
Пробные осаждения гелей из вод на устье шт. 22 проводились после очистки их от твердых взвесей фильтрованием. Пробы отбирались ежесуточно в первой смене.
Расходы на содержание участка составили 7,552 тыс. руб. (1999 г.):
• рабочим, обслуживающим установку, за 4 месяца 4*0,9 = 3,6 тыс. руб.;
• за кальцинированную соду 110*0,035 = 3,85 тыс. руб.;
• за перевозку геля на фабрику 46*6*0,43 = 102 руб.
За гель, отправленный комбинатом на завод «Электроцинк», получено 41,3*0,33 = 13,63 тыс. руб. Таким образом, за период опытных работ рудник получил 6 тыс. руб. прибыли. После окончания опытных работ установка передана для использования по очистке рудничных вод.
Опытно-промышленный эксперимент позволил сделать следующие выводы:
• опытные работы подтвердили данные, полученные при запуске окрашенных вод в пустоты, касающиеся углов растекания, при скорости фильтрации и расходе растворов — 0,25 м2/ч*м2;
• вымывание водой цинка из верхней части жилы «Южная» дало положительные результаты;
• прорыва вод ниже 2-го горизонта не отмечено, хотя за время опытных работ через массив потерянных руд было пропущено 33,6 тыс. м3 воды;
• полученные осадки являются качественным промышленным продуктом;
• повторная отработка жилы «Южная» позволяет совместить выщелачивание с очисткой рудничных вод, что избавит комбинат от расходов по очистке рудничных вод и штрафов;
• осадительный комплекс можно автоматизировать так, что в сбросовых водах содержание тяжелых металлов (цинка, свинца и железа) станет ниже ПДК, а содержание цинка в сухих гелях при нормальной очистке вод от твердых взвесей будет в пределах 30—40 %.
Потери руд при подземной добыче подразделяют на группы.
1. Потери в охранных целиках:
• в постоянных;
• во временных,
2. Эксплуатационные потери:
• от неполноты отбойки;
• от неполноты выпуска;
• при транспортировке.
3. Потери в некондиционных рудах:
• в отдельных блоках и рудных телах;
• в блоках за пределами промышленных контуров.
4. Потери с рудничными водами.
Целики первой группы оставляются:
• под реками и водоемами;
• под горизонтальными выработками, зданиями, сооружениями и т.п. с целью предохранения их от разрушения в результате выемки полезного ископаемого;
• между шахтными полями и участками для предохранения их от возможного прорыва газов и воды из затопленных участков.
Они теряются полностью или отрабатываются с повышенными потерями. Величина их зависит от способов и условий отработки и достигает 25—60 %.
Эксплуатационные потери связаны с технологией отработки месторождений и изменяются в пределах 15—20 %.
Для определения запасов потерянных руд применяют методику, включающую ряд последовательно выполняемых положений:
• исследуют горно-геологические условия месторождения и отдельных его участков;
• исследуют горно-технические условия эксплуатации месторождения;
• по отчетным данным и результатам обследования определяют запасы потерянных руд в каждом отработанном блоке и горизонте;
• определяют закономерности угасания оруденения в боковых породах и проводят дополнительное опробование боковых пород;
• с целью определения проницаемости массивов проводят воздушные и гидрометаллометрические съемки в выработках.
Полученные данные позволяют определить запасы боковых и потерянных руд, которые могут быть сырьевой базой для ПВ.
В качестве примера использования методики выполняется технико-экономический анализ пригодности запасов Верхне-Згидского рудника выше штольни № 4 для повторной разработки с помощью выщелачивания.
Верхне-Згидский участок Садонского свинцово-цинкового месторождения представлен серией крутопадающих жил с невыдержанной мощностью, изменяющейся в основном в пределах от 0,6 до 4—5 м. Угол падения изменяется от 65° до вертикального. Вмещающие породы характеризуются средней устойчивостью. Содержание металлов в ранее отработанных балансовых запасах было довольно высоким: свинца 6—9 %, цинка 1,8—3 %. Содержание металлов в потерянных запасах изменяется в широких пределах. Повторная разработка может быть осуществлена в первую очередь на более перспективных блоках месторождения. Участок месторождения был отработан к 1960 г. При его разработке суммарное содержание свинца и цинка в добытой рудной массе не опускалось ниже 6 %. Отрабатывались только богатые участки рудной зоны.
Экспериментальное обоснование технологий выщелачивания

В геологическом отношении месторождение представлено сплошными и вкрапленными рудами. Контакты их с вмещающими породами нечеткие и могут быть установлены по данным опробования. Мощность рудной зоны колеблется в очень широких пределах, достигая на отдельных участках 12—17 м. Угол падения рудных тел близок к вертикальному. Вмещающие породы устойчивы и представлены в основном гранитами и гранодиоритами, на флангах месторождения — альбитофирами, В силу вертикальной зональности изменения содержания металлов в запасах, явно выраженной на месторождении, верхняя часть Главной рудной зоны является наиболее богатой по свинцу. Значительная часть горных выработок не может быть использована и нуждается в восстановлении. Для доступа к наиболее богатым участкам требуется проведение дополнительных выработок.
Для определения величины предстоящих затрат выполнены анализ состояния запасов по каждому блоку и необходимые объемы работ по подготовке их к очистной выемке. По данным разведочных работ и первичной документации произведена оценка руд, оставленных в районе блоков № 55, 47, 48, 49, Объем отбитой горной массы в пределах рассматриваемых блоков составляет 38 753 м3, а количество отбитой рудной массы равняется 116 259 т. Из этих блоков с учетом частичного погашения целиков ранее было выдано 78 204 т рудной массы (табл. 12.9).
Остальная часть отбитой горной массы в количестве (116 259 - 78 204) = 38 055 т оставлена в отработанных контурах в качестве закладочного материала и представлена отсортированными бедными рудами и породой. При разведке некоторых блоков Верхне-Згидского участка установлено, что запасы по многим блокам имеют достаточно высокую степень разведанности (категорий А, В, C1) (табл. 12.10).
Экспериментальное обоснование технологий выщелачивания

Итого: Q = A + B + C1 + C2 = 133 560 т.
Высокая достоверность разведанности запасов (21,5 % категорий А и В) позволяет предполагать, что расходы по проходке дополнительных выработок для повторной отработки будут минимальными, особенно если сначала отрабатывать запасы категорий А + В + С1.
Выполнен анализ запасов металлоносной закладки по данным товарного опробования с целью определения содержания в ней свинца и цинка (табл. 12.11).
Содержание металлов в металлоносной закладке сравнительно невелико, поэтому ее разработка может оказаться экономически выгодной при совместной отработке с более богатыми рудами, что возможно, поскольку на участке выше штольни № 4 оставлена часть балансовых запасов (табл. 12.12).
Экспериментальное обоснование технологий выщелачивания
Экспериментальное обоснование технологий выщелачивания

В результате анализа геологических и технологических материалов, данных разведки на уровне штолен 9 и 9-бис, а также расчетов по методике автора выделены запасы руд, подлежащие первоочередной повторной разработке с помощью выщелачивания (табл. 12.13).
Садонские месторождения кроме балансовых руд включают в себя обширный ореол забалансовых запасов, породных прослоев и включений, рациональная разработка которых возможна при комбинации нередко нескольких технологий.
Комбинированные системы разработки применяют на технологически развитых предприятиях, так как сочетание систем разработки различных типов в пределах одного месторождения — сложная задача, В основе комбинаций — использование твердеющих смесей. Закладкой заполняют пустоты на отдельных участках, а остальные запасы добывают другими технологиями, используя свойства массива для управления массивом.
При комбинировании технологий применяют способ управления состоянием массивов с помощью замагазинированных в блоках хвостов подземного выщелачивания, остающихся в пределах месторождения. Комбинированная разработка создает баланс напряжений, обеспечивающих управление массивами. Исходят из того, что блоки подземного выщелачивания представляют собой пустоты, заполненные несвязанной рудой или хвостами выщелачивания, которые участвуют в поддержании блоков.
В пределах месторождений сочетаются различные типы оруденения, предполагающие использование систем разработки с естественным поддержанием, с обрушением, с закладкой, с магазинированием руды, что требует дифференциации способов управления горным давлением, а также комплексной оценки технико-экономической эффективности комбинирования при горном и металлургическом переделах.
Экспериментальное обоснование технологий выщелачивания
Экспериментальное обоснование технологий выщелачивания

Комбинирование заключается в раскройке шахтных полей на геомеханически сбалансированные участки с оставлением рудных целиков или строительством искусственных массивов из твердеющей закладки, «решающей» ту же задачу, что и целики из геоматериалов. В любом случае к комбинированным технологиям предъявляется требование сохранности массива, что проверяется расчетом, сопоставляющим зону опасного влияния выработок с глубиной работ.
По признаку состояния массива, вмещающего замагазинированную руду, комбинированные системы разработки типизируют в рамках табл. 12.14.
По времени формирования массивов выделяют варианты:
• одностадийные, когда магазин и вмещающий массив формируют одновременно;
• двухстадийные, когда магазин и вмещающий массив формируют с опережением по отношению друг к другу.
Первый тип комбинированных систем разработки — участки, расположенные в пределах выработанного пространства, сохраняющего устойчивость за счет способности пород к самоупрочнению. Руда для формирования магазинов может быть подана извне блока или отбита в пределах камеры.
Второй тип — участки, расположенные в обрушенных породах. Обрушение массивов руд и пород происходит одно- или разновременно. Массивы разрушенных руд и пород ограничиваются перекрытиями или не отделяются друг от друга.
Третий тип — участки в массивах, закрепленных крепью, обеспечивающей безопасность замагазинированных руд.
Частным случаем этого типа являются участки с массивами из хвостов подземного выщелачивания, которые вследствие физико-химических процессов превратились в материал, аналогичный твердеющим смесям.
Типам комбинаций соответствуют определенные условия применения. Внутри типов выделяют варианты по второстепенным признакам.
Критерием рациональности комбинирования систем разработки служит показатель приведенной прибыли с учетом потерь, времени отработки запасов и т.д..
Наиболее перспективна двухстадийная отработка, когда часть запасов отрабатывают камерами первой очереди с закладкой, а в камерах второй очереди руда магазинируется и впоследствии добывается иной технологией.
Для Садонских месторождений рекомендуется вариант, который может считаться хрестоматийным для месторождений рассматриваемого типа.
Экспериментальное обоснование технологий выщелачивания

На месторождении «Бык» на Северном Кавказе промышленное использование геотехнологии ПВ началось после доработки балансовых запасов (табл. 12.15). Комбинирование систем подэтажного обрушения с геотехнологией на тридцать лет продлило срок существования рудника за счет вовлечения в эксплуатацию забалансовых руд. Месторождение приурочено к интрузивному массиву, сложенному лейкократовыми гранитопорфирами, состоит из серии рудных жил крутого падения. Оруденение локализовано в крутопадающих трещинах мощностью от 1—5 см до 0,5—1,5 м. Мощность балансовых руд в пределах 7—20 м.
Забалансовые руды по составу, минерализации и технологическим свойствам аналогичны балансовым, но значительно беднее. Руды и вмещающие породы относятся к устойчивым, за исключением тектонически нарушенных участков. Плотность руды 2,2 т/м3, коэффициент разрыхления 1,66, влажность 8,5 %, коэффициент крепости пород по шкале проф. М.М. Протодьяконова от 8 до 15.
Геотехнологическая схема добычи металла включает подготовку и нарезку блоков; отбойку руды; подачу растворителя на магазинированную руду; выщелачивание руды; сбор растворов; извлечение металла из продуктивных растворов; возвращение укрепленного растворителя в блок.
По сравнению с традиционной отработкой способ подземного выщелачивания исключает операция по выдаче руды на поверхность, доставку ее на завод, дробление и измельчение, гидрометаллургический процесс извлечения метала, транспортировку и складирование хвостов, которые вместо этого участвуют в управлении состоянием массива.
Для отработки забалансовых запасов применяется система этажного принудительного обрушения с магазинированием и последующим выщелачиванием руды. Очистные блоки имеют следующие размеры; площадь — 600—1000 м2, высота — 30—90 м, ширина — 20—25 м, ширина межблокового целика — 8—10 м.
Руду в блоках отбивают скважинными зарядами в сжатой среде. Коэффициент разрыхления рудной массы в блоке после взрыва — 1,15—1,20. Расположение взрывных скважин вертикальное и веерное. Сечение буровых выработок 9 м2, диаметр взрывных скважин 100 мм. Выход руды на 1 м взрывной скважины 6—7 м3. Скважины бурят станками НКР-100М.
Блоки взрывают на отрезную щель, заполненную горной массой. Разделка щели начинается с проходки отрезного восстающего методом секционного взрывания скважин. Компенсационным пространством являются пустоты, образованные выемкой балансовых запасов месторождения.
Для отбойки применяют гранулит АС-8. Расход BB: 1,3 кг на 1 м3 отбитой горной массы. Скважины заряжают зарядочной машиной УЗС-1500.
Экспериментальное обоснование технологий выщелачивания

Выщелачивают серно-кислыми растворами в замкнутом цикле. Вначале в качестве растворителя применяют 5 %-ный раствор серной кислоты. Продолжительность подачи раствора серной кислоты — 2—4 сут. Затем концентрацию раствора снижают до 3 %. Раствор подают до тех пор, пока в продуктивных растворах наряду с остаточной кислотностью резко не снижается концентрация металла. После этого орошение прекращают, а блок «выстаивается» в течение 20—25 сут. Вновь орошают блок раствором серной кислоты после снижения содержания с 3 до 2 %. В среднем блок выщелачивают 6—7 мес.
Продуктивные растворы перерабатывают в сорбционных комплексах, представляющих собой ионно-обменные фильтры. Комплексы смонтированы в секции из трех последовательно соединенных колонн. Проходя через три колонны и фильтруясь через слой анионита, растворы оставляют металл. После прохождения растворов через последнюю колонну содержание металла в маточных растворах составляет 1—2 мг/л.
Кислотность продуктивных растворов не ниже 0,02 %, так как при низкой кислотности процесс идет хуже, а в нейтральных растворах прекращается. Кислотность растворов, на которой работают колонны, — 0,2—0,3 %. Бедные растворы из отдельных скважин перерабатывают на передвижных сорбционных колоннах с объемом анионита 2,5 м3, устанавливаемых вблизи мест улавливания растворов.
Комбинация систем разработки, принятая по условиям геомеханической ситуации, обеспечивает сохранение производственной мощности и продлевает срок их существования, эффективно дорабатывая целики, объем которых в некоторых случаях достигает 2/3 подсчитанных запасов.
С точки зрения управления массивом основная цель комбинирования заключается в использовании свойств сложноструктурных массивов для управляемого выноса полезного компонента как альтернатива неуправляемым процессам природного выщелачивания.
Главным критерием эффективности комбинирования является минимальная стоимость единицы металла при условии сохранности массива и увеличении полноты использования недр.
Совокупности рудных тел различаются условиями залегания, качественными, физико-механическими, петрофизическими, геомеханическими и другими характеристиками. Это особенно заметно с увеличением размеров месторождений. Комбинация вариантов систем разработки зависит от суммы горно-геологических и организационно-технологических условий месторождений, конъюнктуры добываемого полезного компонента, технического интеллекта, механовооруженности рудника и других показателей.
Комбинации с частичным обрушением налегающих пород и заполнением части пустоты породами предохраняют земную поверхность от разрушения горными работами. Широко комбинируют системы разработки на месторождениях Канады, США, ЮАР и других стран. Сочетание технологий добычи способствует перераспределению напряжений в массиве с предотвращением их развития до критических значений и открывает возможности эффективного применения нетрадиционных способов разработки.
Методы обоснования возможности и целесообразности выщелачивания металлов из бедных и потерянных руд позволяют определять и рассчитать основные параметры процесса, себестоимость металла в зависимости от масштабов производства при заданных мощности рудного тела и содержании металла в руде.
Кроме экономии от получения металлов без существенных капиталовложений технологии с выщелачиванием сопровождаются экологическим эффектом, который трудно выразить в деньгах.
При соблюдении технологического режима возможно совмещение технологий с выщелачиванием и традиционных способов на действующем руднике при сочетании их с попутной очисткой рудничных вод.