CC BY
74
© А.В. Рашкин, И.А. Яшкин, П.Б. Авдеев, 2007
УДК 622. 233: 622.277
А.В. Рашкин, И.А. Яшкин, П.Б. Авдеев
ВЗРЫВНОЕ РЫХЛЕНИЕ РУДНОГО ШТАБЕЛЯ ПРИ КУЧНОМ ВЫЩЕЛАЧИВАНИИ МЕТАЛЛОВ
ш промышленное освоение прогрессивной технологии кучИ ного выщелачивания (КВ) металлов выявило ряд проблем, препятствующих массовому её внедрению на рудных месторождениях и достижению регламентных технологических показателей процесса КВ. В основном это связано с физико-химическими свойствами рудного материала. Так, например, при выщелачивании золотосодержащих руд практически не поддается извлечению золото, заключенное в кварце, тонковкрапленное золото в пирите. Руды, содержащие арсенопирит, халькопирит и другие сульфидные минералы меди и сурьмы требуют повышенного расхода цианида.
Руды, содержащие графит и углистые вещества, сорбируют растворенное в процессе выщелачивания золото, что делает переработку вышеуказанных типов руд по цианистой технологии нерентабельной и требует применения других растворителей золота или предварительной рудоподготовки. Исследования и опыт промышленного кучного выщелачивания забалансовых руд месторождения Мурунтау выявили, что наличие небольшого количества (менее 5 %) углистого вещества значительно снижает извлечение золота, при этом с увеличением высоты штабеля уменьшается выход продуктивных растворов [1]. Для устранения этого явления предложено добавлять непосредственно в выщелачивающий раствор ПАВ с длиной углеродных цепей, превышающей длину углеродных цепей
естест-венных сорбентов в руде, но меньше длины углеродных цепей ионообменной смолы, которая на Мурунтау применяется для извлечения золота из продуктивных растворов.
Большие затруднения вызывает выщелачивание глинистых и шламистых руд, наличие которых резко снижает просачивание раствора через слой руды, а иногда полностью останавливает процесс. При лабораторных исследованиях, а в некоторых случаях и при опытно-промышленных испытаниях получены хорошие результаты по применению технологии окомкования золотосодержащих руд цементом в присутствии поверхностно-активных веществ (ПАВ), способствующих коагуляции и флокуляции - полиакриламида, полифункциональных полимеров и полиэлектролитов, введение которых позволяет при малых концентрациях (0,002-0,04 %) увеличить коэффициент фильтрации в 1,3-1,4 раза.
В связи с тем, что применение синтетических структурооб-разователей существенно удорожает процесс окомкования руды, предложено применять природные высокомолекулярные соединения на основе гуминовых кислот. Исследованиями ФГУП ЗабНИИ и ЧитГУ установлено, что при окомковании дробленых до класса минус 1,0 мм руд ряда рудопроявлений Забайкалья и лежалых хвостов ЗИФ бывшего рудника «Любовь» (более 96 % крупность материала минус 0,20 мм) с применением гуминовой кислоты из бурого угля Харанорского месторождения концентрации 0,05-0,1 % позволяет увеличить коэффициент фильтрации в 2-2,7 раза, повысить извлечение золота из исследуемых руд на 12,4-46,6 % и сократить продолжительность выщелачивания в 5,5 раз [2]. Авторы отмечают «...торможение процесса фильтрации при введении в фильтрующийся раствор натрий-карбоксиметилцеллюлозы». Этот свойство Na-КМЦ известно также по исследованиям эффективности применения полиэлектролитов для снижения водопроницаемости грунтов и горных пород в технологических земляных плотинах и дамбах при разработке россыпей [3].
Исследованиями на бедных карбонатных урановых рудах также выявлено повышение скорости фильтрации в 1,3-1,5 раза и повышение извлечения урана на 14-15 % при использовании гуминовых соединений с расходом до 1 кг/т [4].
Определенный эффект достигается за счет предварительной обработки дробленой (окомкованной) руды растворами цианида натрия
высокой концентрации с подачей её через определенное время (4-8 суток) в рудный штабель на орошение [5].
В значительно меньшей степени исследованы способы интенсификации кучного выщелачивания металлов непосредственно в рудном штабеле с использованием механического или взрывного рыхления. Впервые взрывное рыхление рудного штабеля проведено на Козловском месторождении во время проведения опытно-промышленных работ по КВ. Запасы руды месторождения составляют 692 тыс.т. и 10,8 т золота, среднее содержание золота в руде - 14,7 г/т, серебра - 32,6 г/т. По разработанному НИПИ АООТ «ППГХО» рабочему проекту на разведку запасов рудного золота Козловского месторождения с переработкой руды по собственному технологическому регламенту методом КВ технологическая схема КВ включала следующие процессы и операции: добыча руды с использованием бурового станка СБУ-125, одноковшового экскаватора Э-4124, бульдозеров на базе тракторов Т-130 и Т-500; доставка руды из карьера на площадку выщелачивания автосамосвалами КрАЗ-256Б; сооружение гидроизоляционного основания; щелочная обработка руды раствором едкого натра до рН > 9,5; выщелачивание руды раствором цианида натрия; осаждение золота и серебра цинковой стружкой из продуктивных растворов; обезвоживание отработанных растворов и выщелаченной руды раствором кальция гипохлорита; рекультивация отвала. Зачетное извлечение золота при этом должно было составить 85,1 %.
Опытно-промышленная установка КВ рудного золота введена в эксплуатацию в 1996-1997 гг. на штабеле руды объемом 11,5 тыс.т с содержанием золота 4,5 г/т. Технология отсыпки рудного штабеля автосамосвалами и бульдозерами привела к переуплотнению руды и значительному снижению проницаемости, что в сочетании с процессами кольматации привело к резкому (пятикратному) снижению извлечения золота по сравнению с проектными показателями. При снижении среднего содержания золота в продуктивных растворах до 0,2...0,3 мг/л для увеличения проницаемости рудного штабеля предложено было применить взрывное рыхление по результатам опытных взрывов на урановых отвалах [6].
Параметры буровзрывных работ (БВР) рассчитывались из условия не повреждения противофильтрационного пленочного экра-
на (ПФЭ), а также сейсмической безопасности сорбционной установки, расположенной на расстоянии 50 м от штабеля площадью 20 х 30 м по верху. Фактические параметры БВР составили: диаметр шпуров - 0,04 м, глубина шпуров - 1,5 м (при высоте штабеля 5 м), сетка бурения шпуров - 2 х 1,5 м, удельный расход ВВ (аммонал) - 0,16 кг/м3, общая масса зарядов в 170 шпурах - 120 кг, число ступеней замедления - 16, интервал замедления - 35 мс.
В результате выполнения взрыва 10.09.97 г. верхняя часть штабеля была взрыхлена, содержание золота в продуктивных растворах в первые сутки после возобновления орошения увеличилось с 0,2...0,3 до 1,5—1,6 мг/л и поддерживалось на этом уровне в течение 20 суток после взрыва и только в октябре снизилось до 1,0-1,2 мг/л. Содержание серебра увеличилось с 1,5-2,0 мг/л до 5,0-6,0 мг/л и поддерживалось на этом уровне в сентябре и октябре [6].
Минимальные расстояния от зарядов ВВ до ПФО по условию сохранения целостности экрана из полиэтиленовой плёнки при взрывании определяются по равенству суммарного тангенциального напряжения от короткозамедленного взрывания группы зарядов ВВ GРВ(r) и пределу прочности плёнки на разрыв GР:
Орв (R) = Ор .
В расчетах необходимы надежные данные о коэф-фициенте трения между частицами в массиве и коэффициенте Пуассона руды, скорости детонации и плотности заряжания ВВ, диаметре заряда ВВ, скорости продольной волны в частице (отдельности) штабеля. Особые трудности представляет количественная оценка трещиноватости и некоторых других трудноопределимых параметров, поэтому вычисленное расстояние от зарядов до полимерного экрана является приближенным и должно быть увеличено с определенным коэффициентом запаса, иначе создается высокая вероятность повреждения ПФО с полимерной пленкой под воздействием взрывных работ. Кроме того, при таких параметрах БВР руда в нижележащих от взрывного заряда частях штабеля уплотняется за счет действия ударной волны, что снижает эффективность рыхления.
Авторами предложен способ взрывного рыхления штабеля КВ (заявка на патент РФ № 2006137227 (040526) от 20. 10. 2006 г), позволяющий предотвратить повреждаемость ПФО из полимерной пленки и проникновение токсичных растворов в подземные воды и
одновременно повысить эффективность рыхления руды в полном объёме штабеля (рис.). Результат достигается тем, что в способе взрывного рыхления рудного штабеля при кучном выщелачивании руд с основанием, выполненном из защитно-дренажных и гидроизолирующих слоев из полимерной пленки, включающий бурение скважин, размещение в скважинах зарядов из низкоплотных взрывчатых веществ (ВВ) и взрывание зарядов, бурение скважин производят до защитно-дренажного слоя, в скважинах размещают рассредоточенные заряды, при этом в нижней части скважины и между зарядами размещают пористый материал, например пенопо-листирол, а взрывание зарядов производят с замедлением от верхнего заряда к нижнему.
Бурение скважины до защитно-дренажного слоя, размещение в ее нижней части пенополистирола, и взрывание рассредоточенными по скважине зарядами рыхления, разде-ленными пористым материалом, позволяет снизить давление на противо-фильтрационное основание из полимерной плен-ки за счет интенсивного гашения ударных волн при взрыва-нии рассредоточенных зарядов ВВ пористым материалом, расположенным в нижней части скважины и между заряда-ми. Рассредоточенные по скважине заряды рыхления ВВ, разделенные между собой пористым материалом, эффективно разрыхляют горную массу в штабеле, чем увеличивают эффективность выщелачивания за счет создания новых или раскрытия имеющихся трещин по всей высоте штабеля, ко-торые обеспечивают рост проницаемости массива. Для ини-циирования зарядов целесообразно использовать неэлектри-ческую систему СИНВ (см. рис.), позволяющую повысить безопасность работ и точность интервала внутрисква-жинно-го замедления.
Взрывание рассредоточенных зарядов из низкоплотных ВВ с короткозамедленным инициированием от верхнего заряда к нижнему практически полностью исключает повреждаемость ПФО из полимерной пленки и повышает использование энергии взрыва зарядов на разрыхление горной массы в штабеле КВ.
Для практического применения разработанного способа щадящего взрывного рыхления рудного штабеля необходимо
Способ взрывного рыхления штабеля при кучном выщелачивании руд с использованием неэлектрических систем инициирования СИНВ: 1 - штабель руды; 2
- взрывные скважины; 3 - нижнее инициирующее устройство СИНВ-С с замедлением 150 мс; 4 - верхнее инициирующее устройство СИНВ-С с замедлением 100 мс; 5 - поверхностное инициирующее устройство СИНВ-П с замедлением 25 мс; 6
- поверхностное инициирующее устройство СИНВ-П с замедлением 42 мс; 7 -инициирующее устройство СИНВ-Старт с замедлением 0 мс; 8 - пусковое устройство ИВШП.773722.001; 9 - забойка; 10 - верхний заряд ВВ; 11 - шашка ТГФ-850Э; 12 - пористый материал между зарядами; 13 - нижний заряд ВВ; 14 - пористый материал в нижней части скважины, 15 - защитно-дренажный слой; 16 -гидроизолирующий слой из полимерной пленки; 17 - грунтовый экран
обосновать основные параметры буровзрывных работ, обеспечивающие экологическую безопасность и эффективность при выщелачивании руд: сетка скважин, диаметр и длина рассредоточенных зарядов малоплотных ВВ, масса скважинных зарядов, схема коммутации, расчеты интервалов замедлений рассредоточенных зарядов ВВ и интервалов замедлений между рядами скважинных зарядов ВВ, количественные параметры неэлектрической системы инициирования СИНВ, безопасные расстояния. Необходимо выяснить механизм воздействия взрыва на процессы кучного выщелачивания руд. В работе [1] отмечено увеличение выхода раствора на 10-12 % через 2-3 дня после производства массового взрыва на карьере Мурунтау, что объясняется автором снижением сцепления жидкой и твердой фаз в штабеле руды и уменьшением количества раствора в поровом пространстве.
Механизм воздействия взрыва на штабель руды является более сложным и, вероятно, обусловлен развитием микротрещин в кусках и проникновением раствора в эти трещины под влиянием капиллярных сил, в том числе ультразвукового капиллярного эффекта, усиления межмолекулярного взаимодействия и др., что подтверждается стойким возрастанием выхода раствора до определенного максимума в течение нескольких дней после взрыва. Следовательно, при обосновании параметров буровзрывных работ нет необходимости назначать удельные расходы ВВ из условия рыхления всего рудного штабеля, а достаточно применить микровзрывание, например, с применением зарядов из нескольких нитей ДШ или из одной нити ДШ повышенной мощности -20-40 г/м. Решение всех этих вопросов возможно при создании опытного полигона и соответствующем финансировании.
----------------------------------------- СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ
1. Толстое Е.А. Физико-химические геотехнологии освоения месторождений урана и золота в Кызылкумском регионе / Е.А. Толстов. - М.: МГГУ, 1999.- 314 с.
2. Пинигин С.А. Кучное выщелачивание сложных по гранулометрическому составу золотосодержащих руд с применением метода окомкования / С.А. Пинигин, А.В.Фатьянов // Экологические проблемы и новые технологии комплексной переработки минерального сырья (Плаксинские чтения): Труды международного совещания.- Москва - Чита: ЧитГу, 2002.- Часть III. - С. 65 - 75.
3. Рашкин А.В. Тепловая и водная подготовка горных пород при разработке мерзлых россыпей / А.В. Рашкин, П.Б.Авдеев, Ю.В. Субботин.- М.: Горная книга, 2004.- 352 с.
4. Морозов А.А. Интенсификация технологии кучного выщелачивания бедного уранового сырья Стрельцовского рудного поля : автореф. дис. : канд.техн.наук / А.А. Морозов ; Читинск. гос. ун-т. - Чита, 2006. - 20 с.
5. Казанов Е.В. Обоснование и разработка эффективной технологии кучного выщелачивания золота на основе предварительной рудоподготовки (на примере Дельмачикского месторождения) : автореф. дис. : канд.техн.наук / Е.В.Казанов ; Читинск. гос. ун-т. - Чита, 2005. - 18 с.
6. Использование энергии взрыва в качестве эффективного и экологически безопасного способа интенсификации кучного выщелачивания урановых и золотосодержащих руд / Тюпин В.Н. [и др.] // Безопасность труда в промышленности-1999.- № 6.- С. 12 - 14.
— Коротко об авторах ----------------------------------------------------
Рашкин А.В. - доктор технических наук, профессор,
Авдеев П.Б. - кандидат технических наук, доцент, директор Г орного института,
Яшкин И.А - аспирант,
Читинский государственный университет.
