CC BY
22
Науки о Земле
УДК 622.725:622.345(083.96)
DOI: 10.21209/2227-9245-2017-23-9-4-11
ИССЛЕДОВАНИЯ ВЫЩЕЛАЧИВАЕМОСТИ РУД, ДОБЫТЫХ КАМЕРНЫМИ СИСТЕМАМИ, В ЗАВИСИМОСТИ ОТ ГОРНО-ГЕОЛОГИЧЕСКИХ И ТЕХНОЛОГИЧЕСКИХ ФАКТОРОВ
THE RESEARCHES OF LEACHABILITY OF ORES MINED BY CHAMBER SYSTEMS, DEPENDING ON SUBSURFACE CONDITIONS AND TECHNOLOGICAL FACTORS
А. В. Бейдин,
Забайкальский государственный университет, г. Чита beydin@mail.ru
А. Beydin,
Transbaikal State University, Chita
В. А. Овсейчук,
Забайкальский государственный университет, г. Чита mks3115637@yandex.ru
V. Ovseiychuk,
Transbaikal State University, Chita
А. А. Морозов,
Приаргунское производственное горно-химическое объединение (ПАО «ППГХО»), г. Краснокаменск morozovaa@ppgho.ru
A. Morozov,
Priargunsk Industrial Mining and Chemical Union (PJSC "PIMCU"), Krasnok ame nsk
Выявлены зависимости выщелачиваемости урановых руд, добытых камерными системами, от содержания урана в выщелачиваемой руде, размера куска выщелачиваемой руды, оптимальной концентрации выщелачивающего реагента, интенсивности орошения рудной массы, рациональной технологической схемы орошения руд.
В результате исследований установлено, что при подземном выщелачивании концентрата с содержанием урана более 0,15 %, полученного при рентгенорадиометрической сепарации в подземных условиях, показатель извлечения урана в раствор составляет 80 %. Определено, что оптимальный размер куска выщелачиваемой руды, который может быть получен при подземной сортировке и при котором достигается максимальный показатель извлечения урана в раствор, составляет -50+25 мм. Выявлено, что оптимальный расход серной кислоты при выщелачивании алюмосиликатных руд среднекислого состава с содержанием урана более 0,15 %, при котором уровень извлечения металла в раствор достигнет 80 %, составляет 22...23 кг на 1 кг урана. Показано, что для достижения уровня извлечения урана в 80.85 % из руд в раствор при подземном выщелачивании необходимо двухуровневое орошение, что позволит поддерживать необходимую концентрацию серной кислоты для интенсификации химических реакций выщелачивания по всему объему камеры и сократить продолжительность процесса до 250 сут
Ключевые слова: урановые руды; подземное выщелачивание; степень извлечения урана;содержание урана в выщелачиваемой руде; крупность выщелачиваемой руды; реагентоемкость руд; плотность орошения; схема орошения
© А.В. Бейдин, В. А. Овсейчук, А. А. Морозов, 2017
The dependence by leaching of uranium ores, mined by chamber systems from the uranium contents in leached ore, size of leached ore, optimal concentration of leaching reagent, intensity of irrigation of ore mass, rational technological scheme for irrigation of ores are established.
As a result of researches it was possible to establish that at underground leaching a concentrate with a uranium contents of more than 0,15 %, obtained by X-ray radiometric separation in underground conditions, the degree of extraction of uranium into solution is 80 %. The optimal dimension of a chunk leached ore, which one can be received at underground sorting and at which one maximum degree of extraction of uranium is reached in solution, and consists -50+25 mm. The optimal consumption of a sulfuric acid for leaching alumina-silicate ores of medium acidulous composition with a uranium contents of more than 0,15 % and at which degree of extraction of metal in solution reaches 80 %, is 22 ... 23 kg per 1 kg of uranium. For achievement of an extraction level of uranium in 80...85 % from ores in solution at underground leaching two levels at spraying are necessary, which will allow to maintain necessary concentration of a sulfuric acid for intensification of chemical changes of leaching on all volume of the chamber and reduce a duration of process to 250 days
Key words: uranium ores; underground leaching; degree of uranium extraction; uranium contents in leached ore; size of leached ore; reagent absorption capacity of ores; irrigation density; irrigation scheme
ведение. Как показали исследования, главным фактором, влияющим на степень извлечения металла при блочном подземном выщелачивании, является содержание урана в сырье и размер куска выщелачиваемой руды [6; 7]. На эффективность выщелачивания в значительной степени влияют и такие показатели, как реагентоемкость руд, плотность орошения, содержание выщелачивающего реагента в рабочем растворе [2; 5; 8; 10].
Продолжительность процесса определяется скоростью выщелачивания до до-
стижения той или иной степени извлечения урана из руды. Для рассмотрения закономерностей кинетики извлечения металла при различном содержании урана в рудном материале проведена серия опытов [3].
Объект исследований — алюмосили-катная руда с различным содержанием урана, добытая камерными системами разработки [1; 4; 9]. Крупность кусков выщелачиваемой руды составляла -50+25 мм, режим выщелачивания — инфильтрацион-ный. Результаты выщелачивания приведены на рис. 1.
и «
л HI и
к
о
5
40 80 120 160
Продолжительность выщелачивания, сут
Рис. 1. Кинетика выщелачивания урана в инфильтрационном режиме при различном содержании металла в руде: 1 - 0,15...0,19 %; 2 - 0,10...0,15 %; 3 - 0,06...0,10 %; 4 - 0,03...0,06 %
Fig 1. Kinetics of uranium leaching in the infiltration regime at different contents of metal in the ore: 1 - 0,15.0,19 %; 2 - 0,10.0,15 %; 3 - 0,06.0,10 %; 4 - 0,03.0,06 %
■sO
d 100
о
и
& 80
Из рис. 1 видно, что при росте содержания урана в исходной руде повышается показатель его извлечения. Таким образом, приемлемый показатель извлечения металла (80 %) может быть получен при выщелачивании руд с содержанием урана более 0,15 %.
Исследования по влиянию размера куска на выщелачиваемость руд проводилась на тех же рудах, но с фиксированным содержанием урана 0,15...0,19 %, крупность куска варьировалась -100...+0 мм. Результаты исследований показаны на рис. 2.
80 120 160 200 240 280 Продолжительность выщелачивания, сут
Рис. 2. График извлечения урана из алюмосиликатных руд различной крупности: 1 - -10+0 мм; 2 - -25+0 мм; 3 - -50+0 мм; 4 - -70+0 мм; 5 - -100+0 мм
Fig. 2. Graph of uranium extraction from alumina silicate ores of different sizes: 1 - -10+0 mm; 2 - -25+0 mm; 3 - -50+0 mm; 4 - -70+0 mm; 5 - -100+0 mm
Из рис. 2 видно, что извлечение урана из руды, добытой камерными системами, по мере уменьшения размера куска растет, наиболее эффективно выщелачиваются классы крупности -10 и -5 мм, но эти классы при классификации забойной крупности руды выводятся из процесса дальней рудо-подготовки и направляются на гидрометаллургическую переработку. Класс крупности -50+25 мм является наиболее мелким машинным классом, и показатель извлечения урана в 80 % при выщелачивании достигается на 300 сут при расходе серной кислоты на 1 кг урана в 22 кг. Эти показатели вполне приемлемы по экономическим затратам, что позволит рентабельно в условиях подземного выщелачивания отработать запасы беднобалансовых руд.
Исследования по интенсивности орошения рудной массы выщелачивающими растворами проводились на тех же рудах, что и предыдущие испытания. Скорость процесса выщелачивания урана из скальных руд лимитируется скоростью диффузии растворов внутрь монолита и обратной диффузией обогащенного извлекаемым компонентом раствора. В этой связи большое значение для получения растворов с наиболее высокой концентрацией урана имеет количество растворов, подаваемых на орошение рудной массы или плотность орошения.
В результате проведенных исследований определено, что снижение плотности орошения менее 3 л/(чт) ведет к увеличению продолжительности процесса, в част-
ности периода «закисления» рудной массы, и свидетельствует о низких скоростях просачивания растворов и выноса растворенного металла. Ее повышение при относительно одинаковой конечной степени
извлечения урана (рис. 3) влечет за собой значительный рост съема продуктивных растворов при одновременном снижении в них концентрации урана [6] (рис. 4).
£ 100 -
о.
о р
M р. я m
S ft
В
S о
20 30 40 50 60 Продолжительность выщелачивания, сут
Рис. 3. График извлечения урана от времени выщелачивания в инфильтрационном режимепри различной плотности орошения рудной массы: 1 - 1...2л/ч-т; 2 - 2...3л/ч-т; 3 - 3...4л/ч-т; 4 - 4...6л/ч-т; 5 - 5...7л/ч-т; 6 - 6...8л/ч-т; 7- 7...9л/ч-т;
8 - 8.10 л/ч-т; 9 - 9.12л/ч-т; 10 - 10.16л/ч-т
Fig. 3. Graph of uranium extraction from leaching time in infiltration regime at different density of irrigation of ore mas: 1 - 1.2 l/h-t; 2 - 2.3 l/h-t; 3 - 3.4 l/h-t; 4 - 4.6l/h-t; 5 - 5.7l/h-t; 6 - 6.8 l/h-t; 7- 7.9 l/h-t; 8 - 8.10 l/h-t; 9 - 9.12 l/h-t; 10 - 10.16 l/h-t
5 10 15
Плотность орошения, л/ч т
Рис. 4. График отношенияЖ:Т(1) и изменения содержания урана в продуктивных растворах (2) от плотности подачи растворов на орошение
Fig. 4. Graph of ratio L:S (1) and changes in the contents of uranium in productive solutions ( 2) from density feeding of irrigation solutions
Исходя из практики, целесообразно достижение конечного соотношения Ж:Т в пределах 4...10 м3/т. Тогда рациональная плотность подачи растворов на орошение изменяется в диапазоне 3...8 л /(чт) руды. Превышение же данных параметров орошения приведет к повышению эксплуатационных затрат.
Важным моментом повышения эффективности подземного выщелачивания является рациональная схема орошения замагазинированной горнорудной массы. Использование поверхностного орошения не позволяет поддерживать стабильные концентрации металла в продуктивных растворах на конечной стадии (достиже-
ние проектных величин извлечения урана) отработки рудного материала.Обеспечение стабильной подачи продуктивных растворов на сорбцию и повышение концентрации металла в них может быть достигнуто за счет последовательного орошения «свежей» и частично выщелоченной рудной массы, а также рециркуляции продуктивных растворов выщелачивания через дорабатываемые объемы руд.
В связи с этим проведены опыты, моделирующие орошение замагазинирован-ной руды на двух уровнях: с поверхности замагазинированной руды и внутри «магазина» из подэтажных выработок [3; 5]. Схема такого орошения показана рис. 5.
i
№1
V4
№2
у2 1 Продуктивные растворы
Доукрепление t раствора
Маточники сорбции
Рис. 5. Схема орошения с рециркуляцией продуктивных растворов через дорабатываемую рудную массу
Fig. 5. Diagram of irrigation with recycling of productive solutions through reprocessed ore mass
Использование данной схемы при совместном выщелачивании «свежих» и дорабатываемых руд позволяет получать продуктивные растворы удовлетворительного качества, снизить расход растворителя, сократить сроки переработки рудной массы, стабилизировать поток растворов и металла на сорбцию за счет поддержания в растворе заданной высокой концентрации урана, а при ограниченной производительности сорбционного узла по растворам
— вовлекать в отработку большие объемы
руд.
Результаты исследований данных схем орошения показали, что при одинаковой продолжительности процесса и использовании промежуточного горизонта орошения возможно достичь извлечения металла на 10 % выше, чем при подаче раствора на поверхность выщелачиваемой руды (рис. 6). Оптимальная высота слоя выщелачиваемой руды составляет 30 м.
125
100
о S Я О Я" и ч я
й
75
50
25
легко выщелачиваемые руды
"упорные" руды
10 20 30 40 50 Высота выщелачиваемого слоя, м
60
Рис. 6. Зависимость извлечения урана от высоты слоя выщелачиваемой руды: 1 - орошение с поверхности; 2 - орошение с промежуточных горизонтов Fig. 6. Dependence of uranium extraction on height of the layer of leached ore: 1 - irrigation from surface; 2 - irrigation from sublevel
Заключение. Исходя из результатов исследований зависимостей извлечения урана при блочном подземном выщелачивании от его содержания в выщелачиваемой руде, крупности куска выщелачиваемой руды, оптимальной концентрации выщелачивающего реагента, интенсивности орошения рудной массы, рациональной технологической схемы орошения руд, можно рекомендовать следующие показатели:
— при блочном подземном выщелачивании концентрата с содержанием урана более 0,15 %, полученного при рентгено-радиометрической сепарации в подземных условиях, показатель извлечения урана в раствор составляет 80 %;
— оптимальный размер куска выщелачиваемой руды, который может быть получен при подземной сортировке и при кото-
Список литературы_
ром достигается максимальный показатель извлечения урана в раствор, составляет -50+25 мм;
— оптимальный расход серной кислоты при выщелачивании алюмосиликатных руд среднекислого состава с содержанием урана более 0,15 %, при котором уровень извлечения металла в раствор достигнет 80 %, составляет 22...23 кг на 1 кг урана;
— для достижения уровня извлечения урана в 80.85 % из руд в раствор при блочном подземном выщелачивании необходимо двухуровневое орошение, что позволит поддерживать необходимую концентрацию серной кислоты для интенсификации химических реакций выщелачивания по всему объему камеры и сократить продолжительность процесса до 250 сут.
1. Бейдин А. В. Комбинированная физико-техническая и физико-химическая геотехнология с предварительной сортировкой руды в подземных условиях / / Проблемы освоения недр в XXI веке глазами молодых: материалы VIII Междунар. науч. школы молодых ученых и специалистов. М.: ИПКОН РАН, 2011. С. 176-178.
2. Повышение эффективности подземной разработки урановых месторождений / В. И. Култышев [и др.]. М.: МГИУ, 2007. 212 с.
3. Лизункин В. М., Морозов А. А., Гаврилов А. А. Геотехнологические методы извлечения урана из скальных руд. Чита: ЧитГУ, 2010. 217 с.
4. Лизункин В. М., Морозов А. А., Бейдин А. В. Комбинированная геотехнология добычных работ с рентгенорадиометрической сортировкой и выщелачиванием урана из бедной рудной массы в подземных условиях // Горный журнал. 2013. № 8. С. 21—25.
5. Лизункин В. М., Гаврилов А. А., Морозов А. А. Отработка маломощных крутопадающих урановых жил способом подземного выщелачивания // Горный журнал. 2013. № 8. С. 25—28.
6. Морозов А. А. Совершенствование процессов кучного выщелачивания бедных «упорных» урановых руд // Вестник ЧитГУ. 2006. № 41. С. 169-177.
7. Овсейчук В. А., Медведев В. В. Геотехнологические методы добычи и переработки урановых и золотосодержащих руд. Чита: ЗабГУ, 2015. 315 с.
8. Святецкий В. С., Морозов А. А., Гаврилов А. А. Опыт подземного выщелачивания скальных урановых руд // Горный журнал. 2008. № 8. С. 43-46.
9. Шурыгин С. В., Морозов А. А., Лизункин В. М., Лизункин М. В., Бейдин А. В. Комплексная технология отработки беднобалансовых урановых руд геотехнологическими методами // Горный информационно-аналитический бюллетень. Спец. вып. Подземные геотехнологии разработки рудных месторождений. 2014. С. 15-28.
10. Svyatetsky V. S., Morozov A. A., Gavrilov A. A. Experienceof Under ground Leaching of Poor Uranium Ores // Eurasian mining. 2009. № 1. С. 30-32.
References_
1. Beydin A. V. Problemy osvoeniya nedr v XXI veke glazami molodyh: materialy VIII Mezhdunar. nauch. shkoly molodyh uchenyh i spetsialistov (Problems of subsoil development in the XXI century through the eyes of the young: materials VIII International. scien. schools of young scientists and specialists). Moscow: IPKON RAS, 2011, pp. 176-178.
2. Povyshenie effektivnosti podzemnoy razrabotki uranovyh mestorozhdeniy (Increasing the efficiency of underground development of uranium deposits) / V. I. Kultyshev [and others]. Moscow: MGIU, 2007. 212 p.
3. Lizunkin V. M., Morozov A. A., Gavrilov A. A. Geotekhnologicheskie metody izvlecheniya urana iz skal-nyh rud (Geotechnological methods of uranium extraction from rocky ores). Chita State University, 2010. 217 p.
4. Lizunkin V. M., Morozov A. A., Beidin A. V. Gornyjzhurnal (Mining Journal), 2013, no. 8, pp. 21-25.
5. Lizunkin V. M., Gavrilov A. A., Morozov A. A. Gorny zhurnal (Mining Journal), 2013, no. 8, pp. 25-28.
6. Morozov A. A. Vestnik CHitGU (Bulletin of the Chita State University). Chita: ChitGU, 2006, no. 41, pp. 169-177.
7. Ovseychuk V. A., Medvedev V. V. Geotekhnologicheskie metody dobychi i pererabotki uranovyh i zolo-tosoderzhashchih rud (Geotechnological methods of mining and processing of uranium and gold-bearing ores). Chita: ZabGU, 2015. 315 p.
8. Svyatetsky V. S., Morozov A. A., Gavrilov A. A. Gorny zhurnal (Mining Journal), 2008, no. 8, pp. 43-46.
9. Shurygin S. V., Morozov A. A., Lizunkin V. M., Lizunkin M. V., Beydin A. V. Gorny informatsionno-analiticheskiy byulleten. Spets. vyp. Podzemnye geotekhnologi i razrabotki rudnyh mestorozhdeniy (Mining information-analytical bulletin.Special.issue. Underground geotechnologies for the development of ore deposits), 2014, pp. 15-28.
10. Svyatetsky V. S., Morozov A. A., Gavrilov A. A. Eurasian mining (Eurasian Mining), 2009, no. 1, pp. 30-32.
Коротко об авторах_
Бейдин Алексей Владимирович, ст. преподаватель кафедры «Подземная разработка месторождений полезных ископаемых», Забайкальский государственный университет, г. Чита, Россия. Область научных интересов: физико-техническая и физико-химическая геотехнологии, геофизические методы сортировки руд, геомеханика beydin@mail.ru
Овсейчук Василий Афанасьевич, д-р техн. наук, профессор кафедры «Подземная разработка месторождений полезных ископаемых», Забайкальский государственный университет, г. Чита, Россия. Область научных интересов: геология, физико-техническая и физико-химическая геотехнологии, охрана окружающей среды, радиационная безопасность, геофизические методы сортировки руд mks3115637@yandex.ru
Морозов Александр Анатольевич, канд. техн. наук, начальник Центральной научно-исследовательской лаборатории ПАО «Приаргунское производственное горно-химическое объединение», г. Краснокаменск, Россия. Область научных интересов: физико-техническая и физико-химическая геотехнологии, охрана окружающей среды, геофизические методы сортировки руд morozovaa@ppgho.ru
Briefly about the authors_
Alexey Beydin, senior teacher, Underground Mining of Mineral Deposits department, Transbaikal State University, Chita, Russia. Sphere of scientific interests: physical-technical and physical-chemical geotechnology, geophysical methods of ore separation, geomechanics
Vasily Ovseychuk, doctor of technical sciences, professor, Underground Mining of Mineral Deposits department, Transbaikal State University, Chita, Russia. Sphere of scientific interests: geology, physical-technical and physical-chemical geotechnology, environment preservation, radiation security, geophysical methods of ore separation
Alexander Morozov, candidate of technical sciences, chief of Central Research Laboratory, «Priargunsk Industrial Mining and Chemical Union» (PJSC "PIMCU"), Krasnokamensk, Russia. Sphere of scientific interests: physical-technical and physical-chemical geotechnology, environment preservation, geophysical methods of ore separation
Образец цитирования_
Бейдин А. В., Овсейчук В. А., Морозов А. А. Исследования выщелачиваемости руд, добытых камерными системами, в зависимости от горно-геологических и технологических факторов // Вестн. Забайкал. гос. ун-та. 2017. Т. 23. № 9. С. 4-11. DOI: 10.21209/2227-9245-2017-23-9-4-11.
Beydin A., Ovseichuk V., Morozov A. The researches of leachability of ores mined by chamber systems, depending on subsurface conditions and technological factors / / Transbaikal State University Journal, 2017, vol. 23, no. 9, pp. 4-11. DOI: 10.21209/2227-9245-2017-23-9-4-11.
Дата поступления статьи: 02.09.2017 г. Дата опубликования статьи: 31.09.2017 г.
