CC BY
29
УДК 622.234.42:622.235
В.И. Ляшенко, Б.Н. Андреев, П.М. Куча
РАЗВИТИЕ ГОРНОТЕХНИЧЕСКИХ ТЕХНОЛОГИЙ ПОДЗЕМНОГО БЛОЧНОГО ВЫЩЕЛАЧИВАНИЯ МЕТАЛЛОВ ИЗ СКАЛЬНЫХ РУД
Приведены основные научные и практические результаты развития горнотехнических технологий подземного блочного выщелачивания (ПБВ) металлов из скальных руд за счет внедрения комплексной технологии, включающей традиционную камерную систему с твердеющей закладкой и подземное блочное выщелачивание металла из замага-зинированных в камере руд, обеспечивающих повышение эффективности отработки запасов сложноструктурных месторождений. Описаны методы комплексного обобщения, анализа и оценки практического опыта и научных достижений в области геотехнологии, теории и практики взрывного разрушения твердых сред, механики сплошных сред, математической статистики, исследовательских приемов волновых процессов по стандартным методикам ведущих специалистов в этой области, а также факторы, определяющие эффективность такого процесса, и обоснованы параметры взрыва с учетом среднего линейного размера куска взорванной рудной массы и сейсмической безопасности охраняемых объектов. Показано, что при отработке месторождений бедных скальных руд в Украине перспективным направлением следует считать внедрение ПБВ. Доказано, что привлечение в производство некондиционных руд месторождений их сырьевая база на действующих шахтах может быть увеличена в 1,4—1,6 раза. Уточнена допустимая скорость смещения грунта в основании защищаемых объектов, равная 0,4 см/с в зависимости от состояния и степени ответственности построек и мощности взрыва.
Ключевые слова: горнотехнические технологии, подземная разработка, блочное выщелачивание, извлечение металла, сейсмическая безопасность.
Введение
Национальный производитель урана в Украине — государственное предприятие «Восточный горно-обогатительный комбинат» (ГП «ВостГОК»), которому в августе 2016 г. исполнилось 65 лет. Шахты этого комбината отрабатывают месторождения скальных руд с низким содержанием полезного компонента камерными системами с закладкой выработанного пространства. Успешное функционирование комбината в условиях рыночной
DOI: 10.25018/0236-1493-2018-3-0-46-60
экономики невозможно без внедрения новых технологических решений при добыче и переработке уранового сырья. Мировой опыт применения горно-химической технологии извлечения урана подземным способом из скальных руд еще недостаточен [1—4]. Поэтому развитие горнотехнических технологий подземного блочного выщелачивания (ПБВ) металлов из скальных руд на основе обоснования параметров подземных горных работ и внедрения комплексной тех-
ISSN 0236-1493. Горный информационно-аналитический бюллетень. 2018. № 3. С. 46-60. © В.И. Ляшенко, Б.Н. Андреев, П.М. Куча. 2018.
0,05 0,1 0,15 0,2
Средний линейный размер куска рудной массы, м
Рис. 1. Зависимость извлечения металла от среднего линейного размера раздробленной взрывом рудной массы
нологии, включающей традиционную камерную систему с твердеющей закладкой и подземное блочное выщелачивание металла из замагазинированных в камере руд, обеспечивающих рациональное использование и охрану недр, повышение их эффективности с учетом сейсмической безопасности при отработке запасов геотехнологическими методами, — важная научная, практическая и социальная задача.
Обсуждение результатов
исследований
В процессе исследований авторы использовали метод комплексного обобщения, анализа и оценки практического опыта и научных достижений в области геотехнологии, теории и практики взрывного разрушения твердых сред, механики сплошных сред, математической статистики, а также исследовательских приемов волновых процессов по стандартным методикам ведущих специалистов в этой области [5—7]. Установлено, что эффективность разных вариантов технологии выщелачивания металла из руд определяется полнотой его извлечения. Накопленный в мировой практике опыт свидетельствует, что при прочих равных условиях, таких как характер минерализации, структура, пористость руды, коэффициент диффузии, температура, кон-
центрация рабочих растворов и т.п., полнота выщелачивания непосредственно зависит от качества дробления руды, равномерности и плотности ее распределения в замагазинированном состоянии. В результате исследования установлено, что горно-химические технологии могут быть использованы для разработки убогих и некондиционных руд отечественных месторождений, которые при добыче традиционными технологиями относят к нерентабельным. За счет привлечения в производство некондиционных руд сырьевая база урана на действующих шахтах может быть увеличена в 1,4—1,6 раза.
На Мичуринском месторождении ГП «ВостГОК» (Украина) проведены широкомасштабные исследования по извлечению металла из раздробленной и разделенной на фракции рудной массы, позволившие установить количественные параметры процесса выщелачивания (рис. 1). Как видно из рис. 1, процент извлечения металла существенно зависит от среднего линейного размера куска взорванной руды бср и с высокой степенью достоверности (Я2 = 0,97) описывается выражением:
^ = 11,817^ср0'4501 (1)
Отличительная особенность методологии определения параметров разру-
Вертикальная проекция блока
Разрез по 86 оси
Рис. 2. Технологическая схема подготовки эксплуатационного блока 5—86 к выщелачиванию: 1—орт горизонта орошения -210 м; 2—скважины системы орошения; 3—отрезная щель гор. -225 м; 4 — горизонт улавливания продуктивных растворов; 5 — блоковый отрезной восстающий; 6 — наблюдательные скважины; 7 — зумпф продуктивных растворов; 8 — восстающий под колонну АМП; 9 — восстающий ходовой технологический гор.- 240 -210 м; 10 — зумпф растворов нейтрализации; 11 — восстающий рудоперепускной; 12 — восстающий ходовой 59 оси; 13 — веера скважин интенсификации; 14 — восстающий ходовой гор. -240 -225 м; 15 — контур рудной отбойки
Рис. 3. Схема подземного выщелачивания с использованием горных выработок: 1 — трубопровод для рабочих агентов; 2 — трубопровод для орошения рудного массива; 3 — взорванный блок руды; 4 — приемник для продуктивного раствора; 5 — общий раствороприемник; 6 — трубопровод для подъема продуктивного раствора
шения скальных руд с заданным качеством дробления для выщелачивания — нахождение требуемой энергии взрыва с учетом предельной энергоемкости дробления горных пород. Зная удельный расход взрывчатого вещества (ВВ), можно определить массу заряда на одну скважину и геометрические параметры расположения скважин во взрываемом блоке.
Из анализа выражения (1) можно сделать вывод о целесообразности уменьшения средневзвешенного линейного размера куска отбитой руды, а также додрабливания составляющих выщелачиваемых сред в целях увеличения поверхностей контакта. Описанная закономерность имеет также важное значение в управлении последующими параметрами процесса выщелачивания. Один из таких методов, позволяющих снизить средний линейный размер куска и увеличить вновь образованную площадь раз-
рушаемого горного массива, — подготовка рудной массы к выщелачиванию с использованием кинетической энергии разлетающихся кусков горной массы с последующей отбойкой руд в зажиме.
Приповерхностные запасы Мичуринского месторождения, значительная часть которого залегает под рекой «Ингул», промышленными и гражданскими зданиями и сооружениями, представлены крутопадающими рудными телами различной мощности. Длина рудных тел попростира-нию изменяется от 600 до 700 м (преимущественно составляет 100—250 м), по падению — от 150 до 400 м. Руды и вмещающие их породы крепкие (коэффициент крепости по шкале проф. М.М. Про-тодъяконова f = 14+18), массивные имеют неслоистое строение. В направлении к поверхности происходит существенное ухудшение количественных и качественных характеристик трещиноватости как по отдельным залежам, так и по месторождению в целом. На верхних горизонтах породы выветренные, коэффициент f снижается до 6. Месторождение разрабатывают камерной системой разработки с закладкой выработанного пространства твердеющей смесью. В зависимости от горно-геологических условий разработка ведется камерами, распо-
лагаемыми как по простиранию, так и вкрест простирания рудных залежей, что в общешахтной добыче составляет 37,9 и 62,1% соответственно.
Горные работы развиваются на глубине от 40 до 350 м. Камеры отрабатывают подэтажами высотой 10—15 м. Руду отбивают скважинами диаметрами 57 и 65 мм, пробуренными станками НТ-2 и ПК-75. Параллельные нисходящие скважины диаметрами 85 и 105 мм для образования отрезных щелей бурят станками НКР-100 М [8].
На действующих шахтах Украины рекомендован к применению комбинированный способ добычи металла как наиболее эффективный. Установлено, что объем подготовительных горных работ при комбинированном способе добычи непосредственно зависит от полноты использования прежде пройденных (существующих) горных выработок и принятой схемы ПБВ (рис. 2, 3). Как показали исследования, несмотря на расхождение в рассматриваемых вариантах схем подготовки блоков к выщелачиванию, их общая черта — высокие требования, предъявляемые к качеству буровзрывных работ (БВР) как основному технологическому процессу, который обеспечивает рудоподготовку для последующего
Рис. 4. Выход соответствующих классов крупности при различных диаметрах скважин d и удельных расходах ВВ q на взрыв: Мичуринское месторождение (блок 5 86, Ингульская шахта): 1 — заданное качество дробления $ = 67 мм, q = 2,5 кг/м3); 2 — фактическое качество дробления $ = 67 мм, q = 3,6 кг/м3); 3 — заданное качество дробления $ = 85 мм, q = 2,34 кг/м3); Быкогор-ское месторождение (Республика Северная Осетия — Алания): 4 — заданное качество дробления $ = 100 мм, q = 1,1 кг/м3); 5 — фактическое качество дробления $ = 100 мм, q = 5 кг/м3)
эффективного извлечения металла из замагазинированных руд. На примере ведения взрывных работ для обеспечения добычи проанализированы их результаты и построены соответствующие зависимости (рис. 4).
Анализ кривых (см. рис. 4) показывает, что увеличение удельного расхода ВВ выше предельного значения q = 3 кг/м3 не приводит к значительному улучшению качества дробления (кривые 1 и 2). Следствие роста значения q до 5 кг/м3 — улучшение дробления руды и увеличение выхода очень мелких фракций (кривая 5). Отбойка скважинами диаметром 85 и 100 мм характеризуется практически такими же показателями гранулометрического состава, что и отбойка скважинами диаметром 67 мм (кривые 3 и 4). Однако удельный расход ВВ при использовании буровых скважин большего диаметра значительно меньше. Исходя из этого, при дальнейшем освоении технологии ПБВ из замагазинированных руд рекомендован переход на разбу-ривание рудного массива скважинами диаметром 85 мм. При расчетах параметров взрывного разрушения руд с заданным качеством дробления для обеспечения блочного выщелачивания (БВ) рекомендовано руководствоваться установленными зависимостями. Формировать магазин рудной массы для ПБВ надо с использованием кинетической энергии разлетающихся кусков с последующим измельчением руды в зажиме.
Предложенная новая технология горных работ позволяет обеспечить оптимальные затраты на подготовку блока к выщелачиванию и взрывную подготовку руды заданного качества. Исследованиями установлено, что для достижения эффективного извлечения металла из за-магазинированной руды значительное внимание должно быть обращено как на технологию формирования отрезных щелей и компенсационных пространств,
так и на обеспечение оптимального разрыхления магазина руды при условии эффективного выщелачивания (коэффициент разрыхления кр < 1,2), что регулируется объемом руды, выпущенной из блока.
При совместном ведении подземных горных работ традиционными методами и способом ПБВ один из путей повышения эффективности горно-химической технологии — более полное использование действующих горных выработок. Высоту магазина подготавливаемой к выщелачиванию рудной массы предлагается корректировать на основе анализа горнотехнической ситуации, созданной на участке добычи конкретной залежи, и принимать равной 50 м.
По данным исследований, орудене-ние залежи локализовано в обладающих высокой хрупкостью «пластинчатых» альбититах, которые образовались при метасоматическом замещении мигматитов. Морфологически оруденение залежи — это сложнопостроенное метасо-матическое образование линзовидной формы с углом падения 55—60°. Руды в пределах залежи представлены щелоч-но-амфиболовыми альбититами и мигматитами. В их составе преобладает аль-битит — 93—98%, кислотоемкие минералы (карбонат и флогопит) составляют 2—7%. Руды характеризуются вкрапленными, реже прожилково-выраженными текстурами.
В геологическом строении принимают участие (сверху вниз) почвенно-рас-тительный слой, лессовидные суглинки, супеси и суглинки, мелкие среднезер-нистые пески бучакского яруса. Общая мощность осадочных пород составляет 12—14 м. Осадочные породы повсеместно залегают по элювию коры выветривания кристаллических пород протерозоя. Кора выветривания сложена глинисто-обломочным материалом — первичным каолином, дресвяно- и песчано-глини-
стым, в зависимости от состава кристаллических пород. Кристаллические породы фундамента до 60 м представлены альбититами массивной текстуры средней прочности, интенсивно катаклази-рованными и трещиноватыми. Породы в районе подготовки опытного блока к БВ представлены мигматитами биотитовыми серого цвета, среднезернистыми с порфировидными выделениями кристаллов полевых шпатов. Встречаются сланцы окварцованных биотитовых гнейсов.
При подготовке блоков к выщелачиванию проводят отрезную щель площадью сечения 12 м2, для чего бурят параллельные скважины. После завершения их бурения и взрывания ВВ оформляют отрезную щель. При проходке восстающих скважины бурят сверху вниз. Основную подготовку руды в блоке начинают короткозамедленным взрыванием скважин с заданной очередностью. Для обеспечения взрывания в зажатой среде формируют компенсационное пространство путем порционного выпуска отбитой горной массы. Для обеспечения необходимых интервалов замедления, в том числе внутрискважинного, рекомендовано применение систем инициирования на базе волноводов низкоэнергетического типа.
Параметры буровзрывных работ
При образовании компенсационного пространства: ширина отрезной щели не менее 4 м; диаметр скважин — 85 мм; количество скважин в ряду — 4; расстояние между рядами скважин —1,5 м.
При отбойке рудной массы в камерах: оптимальный удельный расход на отбойку, кг/м3; распределение концентрации ВВ по рудному массиву (равномерное или неравномерное).
Равномерное распределение массы ВВ по массиву возможно при условии параллельного расположения колонковых зарядов, что невозможно при слож-
ной морфологии рудных тел при невысокой рудоносности залежей. При веерном расположении зарядов равномерное распределение энергии в массиве неосуществимо.
Для достижения более высокого качества дробления, чем при валовой выемке, необходимо увеличение удельного расхода ВВ на отбойку посредством варьирования параметров БВР, к которым относятся: диаметр зарядов, расположенных в скважинах веера; линия наименьшего сопротивления, м; расстояние между концами скважин, м.
Согласно работам проф. В.Н. Мосин-ца удельный расход ВВ q, кг/м3, на разрушение и перемещение горнорудной массы в зависимости от условий обеспечения заданной степени измельчения определяют по формуле [5, 6]:
0,085 х q =--f
К ■ А вв
кг/м3
(2)
где Ктр — коэффициент, учитывающий трещиноватость горного массива (изменяется от 0,95 до 1,1); АВВ — полная идеальная работа взрыва при использовании ВВ (граммонит 79/21, грану-лит АС-4; АС-4В; АС-8; АС-8В, аммонит скальный № 1 и др.).
После отстройки схем расположения скважин и устьевых недозарядов подсчитывают выход горной массы X с 1 м скважины и удельный расход ВВ q на отбойку [9]. В целях ускорения и упрощения расчета параметров БВР для различных типов ВВ авторами построена номограмма для системы разработки подэтажны-ми штреками (ортами) (рис. 5).
В номограмму включены все исходные фактические параметры и движением по линиям ключа определяются показатели БВР X и q. При изменении исходных фактических параметров повторяют весь путь нахождения параметров БВР.
Пример 1. Определение выхода горной массы с 1 пог.м скважины и удельно-
К1-/мЗ
г,г о, т
О,2
\ \\
\
} 1
Л.МЭ/И
Рис. 5. Номограмма для определения показателей БВР при системе разработки подэтажными штреками (ортами): а — расстояние между скважинами в веере; № — линия наименьшего сопротивления; С — диаметр скважин
го расхода ВВ на отбойку. Исходные данные: № = 1,5 м; Сскв = 65 мм; а = 3,0 м. Решение. Выход горной массы с 1 пог. м скважины X = 2,4 м3/м, удельный расход ВВ на отбойку q = 1,2 кг/м3 (см. ключ по ломаной пунктирной линии на рис. 5).
При отбойке рудной массы в камерах устанавливают оптимальный удельный расход ВВ и распределяют его по рудному массиву (равномерное или неравно-
мерное). Равномерное распределение возможно при условии параллельного расположения колонковых зарядов, что невозможно в случае сложной морфологии рудных тел при невысокой рудонос-ности залежей. При веерном расположении зарядов равномерное распределение энергии в массиве невозможно. Для достижения более высокого качества дробления, чем при валовой выемке, не-
Таблица 1
Параметры БВР блока 5-84-86 для отбойки камерных запасов
Очередность взрывания Горизонт или подэтаж (веера скважин) Параметры БВР
й , скв' мм W, м расстояние между скважинами а, м коэффициент сближения скважин т удельный расход ВВ я, т/м3, (кг/м3)
1-й взрыв -260 м (1'—5', 1—8) 85 1,8 1,9 1,06 1,160 (3,07)
-240 м (1,б—6,б) 85 1,8 1,9 1,06 1,080 (2,88)
-240 м (1'—5', 6) 67 1,2 1,2 1,00 1,080 (2,88)
2-й взрыв -225 м (1'—3', 1—7) 105 2,0 2,2 1,10 0,945 (2,50)
3-й взрыв -210 м (1, 2, 3, 1А-4А) 105 2,0 2,2 1,10 1,280 (3,39)
4-й взрыв -210 м (1А'-3А', 4-10, 5А-10А) 105 2,0 2,2 1,10 1,280 (3,39)
обходимо увеличение удельного расхода ВВ на отбойку посредством варьирования параметров БВР (диаметр зарядов в скважинах веера, линия наименьшего сопротивления, расстояние между концами скважин).
Увеличение удельного расхода ВВ на отбойку возможно за счет увеличения диаметра скважин колонковых зарядов от 85 до 105 мм и целесообразно при бурении кругового или нисходящих вееров, что позволяет при дроблении массива получить гранулометрический состав заданных параметров (табл. 1).
Использование для этих целей малых диаметров скважин (57, 67 мм) малоэффективно из-за необходимости уменьшать линию наименьшего сопротивления и принимать расстояние между концами скважин менее 1,3 м, что небезопасно и подтверждается практикой разработки рудных месторождений. Комплекс работ при подготовке к БВ включал следующие операции: проведение нарезных и буровых выработок, бурение скважин, проходка отрезных восстающих, формирование отрезных щелей и компенсационного пространства, отбойка руд сква-жинными зарядами с последующим их магазинированием.
В каждом конкретном случае схемы подготовки блоков при их общности имеют свою специфику. Блок 5—86 имел следующие параметры: высота 20 м, ширина 16 м, длина 24 м. Взрывные скважины диаметром 67 мм бурили станком НТ-2, скважины отрезной щели диаметром
Таблица 2
Содержание и извлечение металла по кла(
85 мм — станком НКР-100М. Удельный расход ВВ на отбойку камерных запасов для технологического выщелачивания обосновывается ранее проведенными опытно-промышленными работами и составляет в среднем 3 кг/м3 (расчетный) и 3,6 кг/м3 (фактический).
При подготовке исследовательского блока 5—86 к выщелачиванию диссертантом была обоснована собственная рекомендация максимального использования ранее пройденных горных выработок. Такой подход выполнен при подготовке к выщелачиванию для эксплуатационных блоков 5—86, 5—84—86, 5—88—90 и 1—75—79. Для получения заданного качества дробления в опытном блоке 5—86 исполнение взрывных работ было организованно на сформированное компенсационное пространство. Для качественного дробления использовали кинетическую энергию кусков руды, которые, разлетаясь, соударяются и дополнительно измельчаются, а также свойства волн напряжений при взрыве в зажиме.
Расчетные и фактические параметры взрывной отбойки руд довольно близки (табл. 2), что свидетельствует о высокой достоверности методики расчета параметров БВР при взрывной подготовке руды к выщелачиванию с заданной степенью дробления с учетом предельной энергоемкости разрушения.
Как показали исследования, гранулометрический состав руд после выщелачивания изменился. Их кусковатость от-
м крупности в выщелоченной руде
Показатели Класс крупности, мм
-200+150 -150+100 -100+50 -50+25 -25+0
Выход класса, % 8,8 17,0 27,0 35,3 11,9
Содержание урана по классу крупности, % 0,038 0,038 0,030 0,025 0,014
Извлечение урана по классу крупности, % 26,3 26,3 33,3 40,0 71,4
Таблица 3
Гранулометрический состав горной массы расчетный и после отбойки
Класс крупности, мм -200+150 -150+100 -100+50 -50+25 -25+0
Расчетный выход заданного класса крупности, % 3,0 7,0 35,0 15,0 40
Выход класса крупности после отбойки, % 4,0 12,0 30,4 20,8 32,8
личалась как от заданных расчетом параметров, так и от значений, полученных после отбойки в блоке (табл. 3). Анализ данных свидетельствует о высокой точности выданного прогноза качества измельчения урановой руды (максимальное отклонение фактического состава класса руд —25+0 составляет 7,2%).
В частности, при выщелачивании металла из замагазинированных скальных руд величина его извлечения находится в степенной зависимости от среднего линейного размера куска взорванной рудной массы и достигает максимальных значений при ее классе крупности —25+0 мм, что позволяет выбирать рациональные параметры взрывной подготовки урановых руд с заданным качеством дробления, усилить инфильтрацию продуктивных растворов и извлечь
свыше 70% полезных компонентов. Требуемое по условию максимального извлечения урана отношение среднего линейного размера куска взорванной рудной массы к диаметру скважины достигается путем согласования энергии взрыва с кинетической энергией разлетающихся кусков горной массы и является логарифмической функцией удельного расхода ВВ на первичное дробление, что обеспечивает адекватность технологических параметров скважинной отбойки условиям выщелачивания и сейсмобе-зопасности [9—11].
Для ПБВ рекомендовано применение очистных блоков шириной 20 м и длиной 35 м, исходя из целесообразности более полного использования существующих горных выработок. Особенность подготовки блоков к БВ — отказ от гори-
Рис. 6. Технологическая схема подготовки блока к выщелачиванию: Рс.59 — рудоспуск 59 оси; Вс.Х 59, Вс.Х 88 — вентиляционно-ходовой восстающий 59 и 88 оси, соответственно
зонта подсечки, дренажных скважин, от оформления днища блока взрыванием вееров нисходящих скважин. Придание днищу блока требуемого наклона обеспечивается за счет уменьшения длины соответствующих взрывных скважин в круговых веерах. Исследования показали, что при ПБВ предъявляют высокие требования к качеству БВР как основному технологическому процессу для последующего эффективного извлечения урана из замагазинированных руд. Предложены новая технология горных работ (рис. 6) и технологическое оборудование для ее осуществления (рис. 7).
Сейсмическая безопасность. Критерием уровня сейсмовзрывных сотрясений в стандартах развитых горнодобывающих стран мира принята кинематическая характеристика движения грунта — максимальная скорость колебания, которая варьируется от 0,2 до 10 см/с в зависимости от состояния и степени ответственности построек. Для определения скорости смещения грунта наземной поверхности при проведении технологических подземных взрывов авторы
использовали известную формулу проф. М.А. Садовского [10]:
V = К
R
(3)
где V — скорость смещения грунта, см/с; К — показатель удельной интенсивности сотрясений, характеризующей сейсмичность данного геологического района и технологию ведения взрывных работ; О — масса заряда ВВ, кг; R — расстояние от эпицентра взрыва до точки размещения датчика на земной поверхности, м; п — показатель степени затухания колебания поверхности в зависимости от расстояния между охраняемым объектом и геометрическим центром взрываемого заряда (изменяется от 1 до 3).
Расчет показателей К и п позволил авторам более точно определить сейсмически безопасную массу заряда ВВ и обеспечить сейсмическую безопасность охраняемых объектов, зданий и сооружений, находящихся в зоне влияния подземных взрывов. Уточнение этих показателей позволит корректировать массу сейсмобезопасных зарядов для
Рис. 7. Технологическое оборудование для выщелачивания руды на Ингульской шахте ГП «Воет ГОК»(фото): сорбционные колонны типа СНК (а, б); насосная с емкостью 0,4 м3 и насосом АХ (в); состав емкостей с ионнообменной смолой и разбавленной серной кислотой (г)
Рис. 8. Схема установки датчиков сейсмографа Blast Mate Series III на поверхности при отработке приповерхностных запасов месторождения: Т1, Т2 — точки сейсмических замеров от взрывов запасов эксплуатационного блока
эксплуатационных блоков. При наличии на пути распространения сейсмических волн трещин, разломов, выработанных и заложенных пространств и др. необходимо провести дополнительные исследования по определению n и K. Эти показатели определяют согласно требованиям государственного стандарта Украины (ДСТУ 4704:2008) [11]. Скорости V1 и V2 сейсмических колебаний в районе охраняемых объектов авторы одновременно замеряли в двух точках сейсмографом Blast Mate Series III на поверхности при взрывах запасов эксплуатационного БВ [12, 13]: , „
3Q
V1 = K
V2 = K
J
Y
(4)
J
Показатели n и K определяли по выражениям:
n =
InV2 -lnV1
1 ' (5)
InR± -InR2 +-(lnQ2 -InQ1)
3
K = V
= VQ
(6)
Пример 2. Определение показателя п и коэффициента К по точкам измерений для конкретного горного массива и эксплуатационного блока. Исходные данные: У± = 0,054 см/с; У2 = 0,042 см/с; R1 = = 334 м; R2 = 377 м. Решение. Согласно паспорта измерений по точкам, показатель п сейсмических колебаний и выражения (5) составит:
1гД 1П0,042
V. 0,054
n = -
(lnR± - InR2) ln377 - In334
0,251 0,12
= 2,074
Подставляя величину п, находим значение по первой и второй точкам согласно формуле (6). В частности, для первой и второй точек, соответственно:
K = V! • Q±3 0,054 • 3342074 96,4°,69
R1 =
= 395,94
K = V • Q23 • Rn =
0,042 • 377 96,40
2 ^2 2,074
= 395,88
n
n
n
n
3 Rn
i
Уточнение этих показателей позволит корректировать массу сейсмобезопас-ных зарядов при проектировании эксплуатационных блоков с аналогичными горно-геологическими и горнотехническими условиями залегания рудных залежей. Применение сейсмографа Blast Mate Series III позволит получить результаты измерений параметров сейсмического воздействия взрыва сразу в нескольких точках земной поверхности (рис. 8).
Таким образом, внедрение в промышленных масштабах комбинированной системы, включающей БВ, позволит не только значительно улучшить экономические показатели, но и увеличить добычу запасов бедных и некондицонных руд, расширить имеющуюся сырьевую базу горнодобывающей отрасли промышленности [14, 15].
Выводы
1. Обосновано, что при отработке месторождений бедных урановых руд в Украине перспективным направлением следует считать внедрение ПБВ. Отработка опытного блока 5—86 на Ингульской шахте ГП «ВостГОК» (отбито 8248 т некондиционной руды) подтвердила возможность ПБВ из скальных руд, а также обоснованность схемы подготовки (максимальное отклонение фактически замеренного класса —25+0 составляет 7,2%).
2. Установлено, что наиболее интенсивное инфильтрационное выщелачивание происходит при классе крупности рудных кусков —100+0 мм. Для Мичуринского месторождения при выщелачивании рекомендуется выход такой фракции в отбиваемой руде около 90%. Менее интенсивно и более длительно извлекают металлы из фракций —200+ +100 мм. Рекомендованный выход руды этого класса крупности 10%.
3. Доказано, что основное место при ПБВ должна занимать взрывная
подготовка руды, обеспечивающая эффективное извлечение урана из зама-газинированных руд. Не менее ответственны технологические операции по формированию отрезных щелей и компенсационных пространств, а также по обеспечению оптимального разрыхления замагазинированной руды для экспериментального выщелачивания урана (коэффициент разрыхления кр < 1,2).
4. Определено, что отбойка руды скважинами диаметром 85 и 105 мм характеризуется практически таким же гранулометрическим составом, что и при диаметре скважин 67 мм, однако меньшим удельным расходом ВВ. Исходя из этого, а также учитывая технические характеристики бурового оборудования современного модельного ряда, обеспечивающего высокую скорость и точность бурения скважин, для Мичуринского месторождения при дальнейшем освоении технологии ПБВ рекомендуется переход на раз-буривание рудного массива скважинами диаметром 85 мм. Расчетный удельный расход ВВ при их взрывании составляет 2,2 кг/м3.
5. Уточнена допустимая скорость смещения грунта в основании защищаемых объектов, V = 0,4 см/с. в зависимости
7 доп 7 '
от состояния и степени ответственности построек и мощности взрыва. Для ориентировочного расчета при проектировании ПБВ с аналогичными горно-геологическими и горнотехническими условиями залегания рудных залежей, принимают п = 2 и К = 500.
В организации создания, совершенствования и внедрения научных разработок принимали участие и оказывали содействие специалисты ГП «УкрНИПИИ промтехнологии» (г. Желтые Воды), АО «ВНИПИпромтехнологии» (г. Москва), АО «ВНИИХТ» (г. Москва), ФГБНУ «ВНИМИ» (г. Санкт-Петербург), КП «Кировгеология» (г. Киев) и др.
СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ
1. Kelly B. Stress analysis for boreholes on department of defense lands in the western united states: a study in stress heterogeneity / Proceedings, Thirty-Eighth Workshop on Geothermal Reservoir Engineering Stanford University. — Stanford: Stanford University, 2013. — Pp. 139—150.
2. Polak C. International Symposium on 23—27 June 2014 Vienna, Austria Uranium Raw Material for the Nuclear Fuel Cycle: Exploration, Mining, Production, Supply and Demand, Economics and Environmental Issues// International Atomic Energy Agency. — Vienna, 2014. — Pp. 8—9 (254 s). URL: http://www-pub.iaea.org/iaeameetings/46085/ (дата обращения: 19.08.2016).
3. Techno-economic Comparison of Geological Disposal of Carbon Dioxide and Radioactive Waste / Marketing and Sales Unit, Publishing Section International Atomic Energy Agency. — Vienna, 2014. — Pp. 246. URL: http://www.iaea.org/books (дата обращения: 19.08.2016).
4. Reiter K., Heidbach O. 3—D geomechanical—numerical model of the contemporary crustal stress state in the Alberta Basin (Canada) // Solid Earth. 2014. No. 5. Pp. 1123—1149.
5. Мосинец В.Н. Дробящее и сейсмическое действие взрыва в горных породах. — М.: Недра, 1976. — 271 с.
6. Мосинец В. Н., Абрамов А. В. Разрушение трещиноватых и нарушенных пород. — М.: Недра, 1982. — 248 с.
7. Мосинец В. Н., Лобанов Д. П., Тедеев М. Н., Абрамов А. В., Капканщиков А. М., Арапов Г. П., Бубнов В. К. Строительство и эксплуатация рудников подземного выщелачивания: монография. — М.: Недра, 1987. — 304 с.
8. Добыча и переработка урановых руд в Украине / Под общ. ред. А. П. Чернова. — Киев: АДЕФ—Украина, 2001. — 238 с.
9. Ляшенко В. И., Дудченко А.Х., Колоколов О. В. Стандартизация параметров буровзрывных работ при отработке урановых месторождений Украины // Науковий вюник НГУ Украши. — 2007. — № 12. — С. 28—35.
10. Садовский М.А. Геофизика и физика взрыва. — М.: Недра, 1997. — 334 с.
11. ДСТУ 4704:2008. Проведення промислових вибухiв. Норми сейсмiчноí безпеки. — Кив: Держстандарт Украши, 2009. — 10 с.
12. Аренс В.Ж., Бабичев Н. И., Башкатов А. Д., Гридин О. М., Хрулев А. С., Хчеян Г.Х. Сква-жинная гидродобыча полезных ископаемых. Учебное пособие. 2-е изд. — М.: Изд-во «Горная книга», 2011. — 295 с.
13. Трубецкой К. Н. Развитие ресурсосберегающих и ресурсовоспроизводящих геотехнологий комплексного освоения месторождений полезных ископаемых — М.: ИПКОН РАН, 2014. — 196 с.
14. Ляшенко В.И., Андреев Б.Н., Куча П.М. Инновационные технологии подземной разработки сложноструктурных месторождений // Известия вузов. Горный журнал. — 2015. — № 7. — С.9—18.
15. Ляшенко В.И., Андреев Б.Н., Куча П.М. Комбинированные технологии подземного блочного выщелачивания урана из скальных руд // Безопасность труда в промышленности. — 2016. — № 10. — С. 71—77. ЕИЗ
КОРОТКО ОБ АВТОРАХ
Ляшенко Василий Иванович — кандидат технических наук, старший научный сотрудник, начальник научно-исследовательского отдела, Украинский научно-исследовательский и проектно-изыскательский институт промышленной технологии, e-mail: vi_lyashenko@mail.ru,
Андреев Борис Николаевич — доктор технических наук, профессор, зав. кафедрой, e-mail: andreyev_bn@mail.ru, Криворожский национальный университет, Украина, Куча Петр Михайлович — кандидат технических наук, заместитель главного инженера по горным работам, Восточный горно-обогатительный комбинат, Украина, е-mail: kucha@vostgok.dp.ua.
ISSN 0236-1493. Gornyy informatsionno-analiticheskiy byulleten'. 2018. No. 3, pp. 46-60.
V.I. Lyashenko, B.N. Andreev, P.M. Kucha
TECHNOLOGICAL DEVELOPMENT OF IN-SITU BLOCK LEACHING OF METALS FROM HARD ORE
The article presents the basic theoretical and practical results of development in in-situ leaching (ISL) of metals from hard ore by means of introduction of package technology, including conventional room-and-pillar mining system with cemented backfill and in-situ block leaching of metal from ore stored in rooms, which enhances efficiency of ore extraction from complex-structure deposits. The author describes the methods of integrated generalization, analysis and estimation of practical and theoretical achievements in the sphere of geotechnology, hard medium blasting, continuum mechanics, mathematical statistics and in investigation of wave processes using standard procedures of leading specialists, specifies factors governing efficiency of the methods, and validates blasting performance criteria as linear size of ore fragments after blasting and seismic safety of protected objects. It is shown that in low-grade hard ore mining in Ukraine, it is promising to introduce ISL technology. Trials carried out in block 5-86 in Ingul Mine of VostokGOK (8248 t of low-grade ore has been broken) have proved applicability of ISL technology in hard ore and efficiency of ore preparation scheme (maximum deviation of actual size -25+0 made 7.2%). It is proved that mining of low-grade ore allows increment in raw material base of operating mines by 1.4-1.6 times. Admissible displacement rate of foundations of protected objects is refined: it equals 0.4 cm/s depending on the condition and criticality of an object and on the force of explosion.
Key words: mining technologies, underground mining, in-situ block leaching, metal extraction, seismic safety.
DOI: 10.25018/0236-1493-2018-3-0-46-60
AUTHORS
Lyashenko V.I., Candidate of Technical Sciences, Senior Researcher, Head of Department,
Ukrainian scientific-research and design-prospecting Institute of industrial technology,
52204, Zheltye Vody, Ukraine, e-mail: vi_lyashenko@mail.ru,
Andreev BN., Doctor of Technical Sciences, Professor, Head of Chair,
Kryvyi Rih National University, 50000, Krivoy Rog, Ukraine, e-mail: andreyev_bn@mail.ru,
Kucha PM., Candidate of Technical Sciences, Deputy Chief Engineer,
Eastern Mining and Processing Plant, 52210, Zheltye Vody, Ukraine,
e-mail: kucha@vostgok.dp.ua.
REFERENCES
1. Kelly B. Stress analysis for boreholes on department of defense lands in the western united states: a study in stress heterogeneity. Proceedings, Thirty-Eighth Workshop on Geothermal Reservoir Engineering Stanford University. Stanford: Stanford University, 2013. Pp. 139-150.
2. Polak C. International Symposium on 23—27 June 2014 Vienna, Austria Uranium Raw Material for the Nuclear Fuel Cycle: Exploration, Mining, Production, Supply and Demand, Economics and Environmental Issues. International Atomic Energy Agency. Vienna, 2014. Pp. 8—9 (254 s), available at: http://www-pub.iaea.org/iaeameetings/46085/ (accessed: 19.08.2016).
3. Techno-economic Comparison of Geological Disposal of Сarbon Dioxide and Radioactive Waste. Marketing and Sales Unit, Publishing Section International Atomic Energy Agency. Vienna, 2014. Pp. 246, available at: http://www.iaea.org/books (accessed: 19.08.2016).
4. Reiter K., Heidbach O. 3-D geomechanical—numerical model of the contemporary crustal stress state in the Alberta Basin (Canada). Solid Earth. 2014, no 5, pp. 1123—1149.
5. Mosinets V. N. Drobyashchee i seysmicheskoe deystvie vzryva v gornykh porodakh (Blunt and the seismic effect of the explosion in the rocks), Moscow, Nedra, 1976, 271 p.
6. Mosinets V. N., Abramov A. V. Razrushenie treshchinovatykh i narushennykh porod (Destruction of fractured and broken rocks), Moscow, Nedra, 1982, 248 p.
7. Mosinets V. N., Lobanov D. P., Tedeev M. N., Abramov A. V., Kapkanshchikov A. M., Arapov G. P., Bubnov V. K. Stroitel'stvo iekspluatatsiya rudnikovpodzemnogo vyshchelachivaniya: monografiya (Construction and operation of underground leaching mine: monograph), Moscow, Nedra, 1987, 304 p.
8. Dobycha i pererabotka uranovykh rud v Ukraine. Pod obshch. red. A. P. Chernova (Mining and processing of uranium ores. Chernov A. P. (Ed.)), Kiev, ADEF-Ukraina, 2001, 238 p.
9. Lyashenko V. I., Dudchenko A. Kh., Kolokolov O. V. Naukoviy visnik NGU Ukraïni. 2007, no 12, pp. 28-35.
10. Sadovskiy M. A. Geofizika i fizika vzryva (Geophysics and physics of explosion), Moscow, Nedra, 1997, 334 p.
11. Provedennya promislovikh vibukhiv. Normi seysmichnoï bezpeki DSTU 4704:2008. (ISO 4704:2008. Conducting industrial explosions. Seismic safety standards), Kiev, Gosstandart of Ukraine, 2009, 10 p.
12. Arens V. Zh., Babichev N. I., Bashkatov A. D., Gridin O. M., Khrulev A. S., Khcheyan G. Kh. Skvazh-innaya gidrodobycha poleznykh iskopaemykh. Uchebnoe posobie. 2-e izd. (Hydraulic borehole mining of minerals. Educational aid, 2nd edition), Moscow, Izd-vo «Gornaya kniga», 2011, 295 p.
13. Trubetskoy K. N. Razvitie resursosberegayushchikh i resursovosproizvodyashchikh geotekh-nologiy kompleksnogo osvoeniya mestorozhdeniy poleznykh iskopaemykh (Development of resource-saving and resursovosproizvodyaschih geotechnologies integrated development of mineral deposits), Moscow, IPKON RAN, 2014, 196 p.
14. Lyashenko V. I., Andreev B. N., Kucha P. M. Izvestiya vuzov. Gornyyzhurnal. 2015, no 7, pp. 9—18.
15. Lyashenko V. I., Andreev B. N., Kucha P. M. Bezopasnost'truda vpromyshlennosti. 2016, no 10, pp. 71—77.
FIGURES
Fig. 1. The dependence of metal recovery from the mean linear dimension of fractured ore mass explosion.
Fig. 2.Technological scheme of preparation of the operational unit to leaching 5-86: 1 — ort irrigation horizon — 210 m; 2 — well irrigation system; 3 — Cut the slot mountains — 225 m; 4 — Horizon capture productive solutions; 5 — the block cutting revolting; 6 — observation wells; 7 — sump productive solutions; 8 — rebelling under the column AMP; 9 — rebelling chassis technology gor. — 240—210 m; 10 — neutralizing solutions sump; 11 — rebelling rudoperepusknoy; 12—revolting way axis 59; 13 — fan wells intensification; 14 — revolting way the mountains — 240—225 m; 15 — outline the ore breaking.
Fig. 3. Driving with underground leaching mine workings: 1 — pipe for working agents; 2 — pipe for irrigation ore array; 3— blasted ore block; 4— receiver for a productive solution; 5 — total rastvoropriem-nik; 6 — a conduit for raising the productive solution.
Fig. 4. Out respective size classes for different diameters of the holes d and q specific explosive costs of explosion: Michurinskoe field (block 5—86, the Ingul mine): 1 — given the crushing quality (d = 67 mm, q = 2.5 kg/m3); 2 — the actual grinding quality (d = 67 mm, q = 3,6 kg/m3); 3 — crushing predetermined quality (d = 85 mm, q = 2,34 kg/m3); Bykogorskoe field (Republic of North Ossetia— Alania): 4 — given the crushing quality (d = 100 mm, q = 1,1 kg/m3); 5 — the actual grinding quality (d = 100 mm, q = 5 kg/m3).
Fig. 5. The nomogram for determining the BSB indicators in the system of development sublevel drifts (unit vectors): a — distance between the holes in the fan; W — a line of least resistance; dskv — diameter wells.
Fig. 6. Technological scheme of preparation unit to the leaching: Rs.59—ore pass 59 axis; Vs.H 59 Vs.H 88—way ventilation revolting 59 and 88 axes, respectively.
Fig. 7. Technological equipment for the leaching of ore at Ingul mine Enterprise «Eastern Mining» (photo): sorption column type SNK (a, b); pump with capacity of 0,4 m3 and pump AX (v); composition of containers with ion exchange resin and dilute sulfuric acid (g).
Fig. 8. Scheme of installation of sensors seismograph Blast Mate Series III on the surface of the near—surface reserves in mining fields: T1, T2 — point seismic measurements from explosions stock operational unit.
TABLES
Table 1. BSB Block Parameters 5—84—86 for breaking chamber reserves.
Table 2. Content and metal recovery by class size in the leached ore.
Table 3. Grain size distribution of the rock mass settlement and after breaking.
