Теоретические основы рудоподготовки подземного (кучного) выщелачивания с предварительным дроблением Текст научной статьи по специальности «Энергетика и рациональное природопользование»

© М.Н. Телеев, А.П. Смагин, В.М. Халариев, 2003

УАК 622.775

М.Н. Телеев, А.П. Смагин, В.М. Халариев

ТЕОРЕТИЧЕСКИЕ ОСНОВЫ РУАОПОАГОТОВКИ ПОЛЗЕМНОГО (КУЧНОГО) ВЫЩЕЛАЧИВАНИЯ С ПРЕАВАРИТЕЛЬНЫМ АРОБЛЕНИЕМ

Известно, что традиционные технологии разработки месторождений полезных ископаемых предполагают дробление массива и выдачу на горе отбитой горной массы с целью последующего измельчения и переработки. Гранулометрический состав при этом обусловливается сечением выпускных выработок или габаритами применяемой погру-зочно-доставочной техники, независимо от генетических свойств горного массива и технологии переработки. Критерием оценки качества взрывной отбойки является выход негабарита: чем меньше объем вторичного дробления, тем лучше качество отбойки. В ряде случаев для оценки качества буровзрывных работ используют величину средневзвешенного по массе куска отбитой руды, который косвенно характеризует выход негабарита и несортируемой мелочи.

Применение способа подземного выщелачивания также предполагает нарушение сплошности массива, используя буровзрывную технологию, но в данном случае, наиважнейшей задачей является обеспечение требуемой степени извлечения полезного компонента в раствор. Поэтому взрыв должен формировать минерализованные поверхности и обеспечивать возможность подвода к последним растворителя. Чем больше величина вновь образованной минерализованный при определенном раскрытии каналов между ними, поверхности, тем лучше качество отбойки.

Таким образом, целевое назначение буровзрывных работ становится функцией природных свойств массива, включая условия образования минералов. Поэтому без учета технологических особенностей массопереноса нельзя характеризовать качество взрыва, что не позволяет использовать существующий принцип оценки гранулометрического состава для целей подземного и кучного выщелачивания.

Так, например, известно, что при взрывном дроблении рудного массива происходит перераспределение минерального вещества между гранулометрическими классами, в результате чего мелкие фракции обогащаются полезным компонентом. Степень неоднородности рудных кусков по содержанию полезного компонента в свою очередь оказывает существенное влияние на полноту извлечения готового продукта, поэтому при одном и том же размере среднего

куска качественные показатели будут разными.

Как показали многочисленные исследования разных авторов, неоднородность в свою очередь в значительной мере зависит от содержания - чем выше содержание полезного компонента в руде, тем меньше покусковая контрастность. Сказанное подтверждается и данными, приведенными в табл. 1, для разного типа руд на урановых месторождениях СНГ.

Распределение металла в отбитой руде в зависимости от содержания для разных типов рудовмещающих пород.

Как видно из табл. 1, независимо от типа рудовмещающих пород, с ростом качества отбитой руды уменьшается соотношение между содержанием урана в мелких классах и в крупных кусках. Следовательно, для снижения потерь урана необходимо более мелкое дробление богатой руды по сравнению с бедной и забалансовой рудой, что также должно учитываться при оценке взрывных работ.

Характерной особенностью скальных месторождений является также то, что рудные залежи представлены, как правило, включениями полезного ископаемого разного сорта, что обусловливает значительную изменчивость (неоднородность) содержания в пределах выемочной единицы. В связи с этим в контуре эксплутационного блока и обрушенной рудной массе, наряду с богатыми и рядовыми рудами, оказываются куски забалансовой руды и пустой породы, что также необходимо учитывать при учете качества рудоподготовки.

Из вышеизложенного следует, что при отбойке руды для подземного выщелачивания качество дробления выщелачиваемой горной массы должно контролироваться размером отдельных частиц, содержанием в них урана и характером распределения полезного компонента в гранулометрических классах. Наличие крупных кусков в отбитой руде, если они не содержат полезный компонент, не означает неудовлетворительное качество взрывной отбойки.

Критерий оценки пригодности отбитой взрывом горной массы должен учитывать и размер, и качество полезного компонента в гранулометрических классах, которые обеспечивают требуемую полноту извлечения.

По нашему мнению, судя по данным табл. 1, уча-

Таблица 1

Тип рудовмещающих пород Средний размер класса, мм/содержание урана, у.е.* Показатель контрастности, м

7,5 30 80 120 160 200

1. Фельзиты 231,0 165 139 120 102 93 1,7

2. Фельзиты 52 22 17 12 10 9 3,06

3. Граниты 46 30 20 16 15 11 2,3

4. Аргиллиты 65 43 30 22 19 18 2,2

5. Трахидациты 78 52 38 31 28 23 2,05

6. Фельзит-порфиры 126 106 68 50 43 39 1,87

*Изменен переводной коэффициент от % к у.е. по сравнению с первоисточником

стки с высоким содержанием урана либо следует избирательно измельчать на месте залегания, чтобы избежать потерь в недрах, либо извлекать из недр селективно в процессе подготовки блоков ПВ и ма-ганизирования выщелачиваемой горной массы и перерабатывать по традиционной технологии.

Первый вариант в производственных условиях на практике осуществить технически невозможно. В то время как второй вариант, как показали многолетние испытания и проектные проработки на различных предприятиях отрасли, легко реализуется в самых невероятных условиях расположения богатых ураном участков в пространстве, если они заранее выявлены.

Результат обеспечивается благодаря проведению эксплуатационной разведки и выконтуривания участков разного сортового состава при конструировании элементов систем ПВ. Вследствие этого большая часть бедных, рядовых руд и пустых прослоек удается оставлять в блоках ПВ и выщелачивать на месте залегания, не выдавая на гора.

Исходя из требования конвективной диффузии, характерной для инфильтрационного выщелачивания, объема и качества выдаваемой из недр горной массы и требований рудоподготовки в блоках ПВ, граничные условия предлагаемой технологии можно описать выражением [1]:

12^<у<у [1+К), О)

где 5о - толщина диффузивного слоя при естественной конвекции; - объем руды в блоке ПВ; Ск - размер выщелачиваемых кусков; Ук - объем компенсационных выработок; Уб - объем богатых руд; Кр - коэффициент разубоживания богатых руд, выдаваемых из компенсационных выработок.

Разделив все члены неравенства на УЕ, получим:

д» < е.(1+&); (2)

Левая часть уравнения (2) характеризует показатель разуплотнения рудного массива в блоке ПВ, т.е. объем пустот, обеспечивающий проницаемость горной массы при инфильтрации, необходимый для естественной конвекции растворителя. Размер среднего куска «Ск» характеризует гранулометрические классы выщелачиваемой горной массы, которые контролируют извлечение полезного компонента в раствор. Он может отличаться от средневзвешенного по массе диаметра всей отбитой руды «Сс», если не все частицы содержат минерал.

Отсюда следует, что разрушение рудного массива, состоящего из множества микро- и макротрещин,

дефектов, заполненных минеральным веществом, будет происходить главным образом по естественным нарушениям, обнажая одновременно как наиболее ослабленные минерализованные поверхности. Сказанное подтверждается исследованиями многих ученых, в том числе и специально проведенных для целей подземного выщелачивания. Так, в работе [3] в результате взрывной отбойки скважинными зарядами гранулометрический состав рудного массива изучался до взрыва и после проведения взрывных работ в блоке ПВ объемом более 100 тыс. т. Установлено, что в обрушенном массиве объем средних и крупных классов вырос не более, чем на 10-12% по сравнению с нетронутым массивом. В то время, как выход мелких фракций увеличился почти на 30% за счет средних классов, что обеспечило приемлемое извлечение полезного компонента.

Если весь разрушаемый объем охвачен процессом роста трещин с постоянной скоростью, близкой к скорости волн Рееля, то достигается критическая энергоемкость дробления, превышение которой приведет к переходу действия взрыва в область выброса, без заметного повышения эффекта дробления. В условиях ограниченного пространства это производит к переуплотнению выщелачиваемой горной массы и потере ее проницаемости для растворов.

Всем вышеизложенным принципам в наибольшей степени удовлетворяет введение показателя контрастности в формулу для определения величины " с1к ":

С = Ър,*ё*(1+ М) (4) Ър,

где Р, - выход У-го класса; сС1 - средний размер У-го класса; М, - показатель контрастности У-го класса; М, = е — а , е - содержание металла в У-ом классе.

а

Нетрудно заметить, что выражение (4) учитывает как геометрический размер частиц и их объем, так и содержание в них полезного компонента. Поэтому рекомендуемый нами критерий существенно повышает значимость рудных кусков, обогащенных металлом, что немаловажно при определении качества взрывной рудоподготовки для целей ПВ. В качестве примера в табл. 2 приводятся данные расчета сред-невзвешанного размера обрушенной руды на фактическом материале трех урановых рудников, отличающихся как типом рудовмещающих пород, так и качеством отбойки [4].

Анализируя данные табл. 3, необходимо отметить, что в зависимости от показателя контрастности разница в величине среднего диаметра отбитой

Таблица 2

Классы Выход классов, % Содержание, % Показатель контрасти. •Примечание

Тип 1 Тип 2 Тип 3 Тип 1 Тип 2 Тип 3 Тип 1 Тип 2 Тип 3

0-50 мм 53 68,3 40 9,7 5,5 0,02 2,05 1,71 0,82 ё і =4,51 (8,73)

50-100 мм 18 21,8 20 3,8 2,0 0,78 0,81 1,64 3,73 ё 2=3,21 (4,49)

100-200 мм 12 9,9 30 2,3 0,78 0,02 0,65 1,49 0,92 ё 3=8,65 (8,5)

+200 мм 17 - 10 1,5 - 0,019 1,00 - 0,01

* В скобках указан средневзвешенный диаметр, рассчитанный известным методом

Таблица 3

ОБЪЕМ И КАЧЕСТВО РАЗНЫХ ТИПОВ РУЛ

Выход сортов руды, % Содержание в эксплуатационных запасах, уе.

бога- тые рядо- вые забалансовые бога- тые рядо- вые забалансовые среднее

12,5 69,5 18,0 382,0 170,0 30,0 170,0

14,1 68,0 17,9 428,0 170,0 23,0 80,0

15,0 67,0 18,0 436,0 170,0 23,0 190,0

16,5 66,0 17,5 538,0 170,0 23,0 205,0

23,0 60,0 17,0 650,0 170,0 23,0 260,0

28,3 55,0 16,7 835,0 170,0 23,0 330,0

47,5 40,0 12,5 1324,0 170,0 23,0 700,0

взрывом горной массы, рассчитанный разными методами может достигать Ск = 1 2d, причем боль-

шие отклонения соответствуют наиболее контрастным рудам, а больший показатель Ск - более бедной руде. Отсюда также следует, что чем выше содержание металла в руде, тем мельче должна бать крупность выщелачиваемой горной массы.

Таким образом, если дроблению подвергается массив горных пород объемом У0 с начальной поверхностью Б0, то критическая энергоемкость дробления, соответствующая минимально необходимой степени разуплотнения Бн с точки зрения процессов массопереноса полезного компонента в раствор, может быть выражена как:

Щр<а (Бн - Бо)8о (5)

Тогда удельный расход взрывчатого вещества (д) при подготовке руды для подземного (кучного) выщелачивания, можно представить в общем виде формулой [3]:

Я= а(& - & у5о»

где (О, - потенциальная энергия взрывчатого вещества; п - коэффициент полезного действия взрыва

Правая часть формулы (2) с учетом качества руды, выдаваемой из недр (с) и замагазинированной для подземного выщелачивания (ц), имеет вид:

а = а-! (6)

е-д

где с - содержание урана в выдаваемой из блока ПВ руде; а - среднее содержание урана в эксплуатационных запасах; д - содержание урана в замагазинированной для ПВ руде; <Зп - удельный вес компенсационного пространства в блоке ПВ; - выход богатой руды в эксплуатационном блоке ПВ.

Из уравнения (3) вытекает, что размер компенсационного пространства в блоке ПВ пропорционален содержанию богатых руд и обратно пропорционален качеству руды, выдаваемой из блоков ПВ.

Поскольку первые два показателя взаимозависимы, то очевидно, что интервал изменения их соотношения должен зависеть от количества урана в забалансовой руде и пустой породе, примешиваемых в процессе рудоподготовки, т.е. величина данного соотношения зависит как от удельного веса богатых руд, так и объема подготовительно-нарезных выра-

боток, необходимых для образования компенсационного пространства в блоке ПВ.

В свою очередь: с = е (1-к1)+ Ь; поэтому, если разубо-живание отсутствует, то с = е, т.е. формула (3) приобретает классический вид.

Если балансовая руда представлена в блоке ПВ богатыми, рядовыми и бедными рудами, то формула (2) приобретает вид (3). В этом случае объем компенсационного пространства рассчитывается по формуле:

а = 0 (е-в) + в - д; (7)

е - д

где в - содержание в остальных запасах.

Видно, что объем богатых руд и их качества также пропорционально должны изменяться объему компенсационного пространства при подземном выщелачивании, поэтому этот фактор должен учитываться при проектировании выбора способа рудоподготовки блоков ПВ.

В табл. 3 приведены данные объема и качества разных типов, балансовых руд.

Анализируя эту таблицу, следует отметить: чем больше доля богатых руд, тем выше их качество, там выше среднее содержание в балансовых запасах.

Кривые изменения содержания в выдаваемой руде и замагазинированной для подземного выщелачивания в зависимости от доли богатых руд показан на рис. 1. Видно, что изменение качества выдаваемой руды на гора также апроксимируется в прямую линию (кривая - 1), угол наклона которой к оси абсцисс характеризует интенсивность повышения содержания в горной массе с увеличением объема богатых руд. Несколько иной характер имеет изменение содержания в выщелачиваемой горной массе: при малых объемах в эксплуатационных запасах богатых руд содержание в выщелачиваемой горной массе практически остается на одном уровне уклон наклона небольшой, поэтому сквозное извлечение будет повышаться. Достигнув 28-30 %, кривая начинает резко идти вверх, опережая рост качества горной массы, извлекаемой из недр. Следовательно, с этого момента начнется резкое увеличение потерь металла от недоизвлечения. Данная закономерность имеет практическое значение, поскольку содержание в выщелачиваемой руде может являться одним из показателей, ограничивающих целесообразность применения способа ПВ.

Анализ кривых на рис. 2 показывает, что содержание в балансовых запасах на уровне 100 у.е. свидетельствует об отсутствии внутри эксплуатационного блока ПВ богатых руд. Следовательно, при содержания мене 100 у.е. должна применятся валовая рудоподготовка при разработке скальных руд способом подземного выщелачивания.

Резюмируя вышеизложенное, следует констатировать, что разработаны теоретические принципы применения технологии подземного выщелачивания

для отработки балансовых скальных руд, которые позволили:

- установить связь между объемом богатых руд в эксплуатационных запасах, их качеством и размером компенсационного пространства, содержанием урана в горной массе, выдаваемой на поверхность и оставляемой в недрах для выщелачивания;

- доказать, что верхней границей применения валовой рудоподготовки для подземного выщелачи-

вания являются залежи со средним содержание, а нижней минимальный объем компенсационного пространства;

- разработать и обосновать критерий оценки качества обрушенной для подземного выщелачивания горной массы, в которой учтены геометрические размеры частиц, их объем и содержание в них полезного компонента, что позволит повысить эффективность подземного и кучного выщелачивания руд цветных, редких и драгоценных металлов.

1. Патент Р.Ф. № 21753B5. М.Н. Тедеев, B^. Хадарцев, B^. Овсейчук и др. 2001.

2. Мельников М.В., Арсентьев А.Н. Теория и практика открытых горных работ. - М.: Недра, 1973.

3. Моспнец В.Н,. Лобанов Д.П, Тедеев М.Н. Строительство и экс-

СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ

плуатация рудников подземного выщелачивания. - М.: Недра, 1987.

4. Справочник по геотехнологии урана. - М.: Атомиздат, 1997.

КОРОТКО ОБ АВТОРАХ --------------------------------

Тедеев М.Н. - профессор, доктор технических наук, ВНИИХТ. Смагин А.П. - доцент, кандидат технических наук, ВНИИХТ. Хадарцев В.М. - доцент, кандидат технических наук, ВНИИХТ.

© Г.С. Крылов^!, Е.А. Кошєль,

Г.В. Сєлєльниковa, 2003

УA К 622.7

Г.С. Крыловa, Е.А. Кошєль, Г.В. Сєлєльниковa

BЛИЯHИE ПPEABAPИTEЛЬHOЙ ЭHEPГETИЧECKOЙ ОБРАБОТКИ HA CTPУKTУPHЫE СВОЙСТВА УПOPHOГO ЗOЛOTOCOAEPЖAШEГO СЫРЬЯ

Как в России, так и за рубежом в последние годы наблюдается устойчивая тенденция снижения качества золоторудного сырья, истощение запасов легообогатимых золотосодержащих руд и россыпей. Вовлечение в эксплуатацию новых крупных месторождений коренных руд, в большинстве упорных, возросшие требования к охране окружающей среды и комплексному использованию сырья сдерживаются отсутствием эффективных технологий их переработки. Поэтому проблема извлечения бла-

городных металлов из продуктов обогащения упорных руд, характеризующихся, как правило, сложным вещественным составом, весьма актуальна. Над ее решением работают специалисты многих стран мира - США, Канады, Австралии, ЮАР, Китая, России, Узбекистана, Киргизии и др.

Основанием для постановки работы явились обнаруженные в середине 70-х годов явления активизации физико-химических процессов на поверхности и в объеме минералов и руд различных месторождений под воздейст-

вием ионизирующего облучения пучком ускоренных электронов. Это открытие может служить базой для разработки принципиально новых технологий рудоподготовки и обогащения минерального сырья с использованием промышленных ускорителей электронов мощностью до 100 кВт.

Поисковые исследования специалистов СО АН СССР показали, что обработка материала пучком ускоренных электронов способна изменять его структурные и технологические свойства. Предполагают, что под воздействием таких излучений в минералах и рудах происходят деформация и перестройка молекулярно-электронных и кристаллических структур, в результате которых образуется избыток энергии возбуждения, как правило, концентрирующейся на границе раздела фаз. Это, в свою очередь, может приводить к изменениям механических и физико-механических свойств вещества, разупрочнению