РАБОТА 15 Расчет параметров технологии подземного выщелачивания
Лабораторная работа выполняется согласно приведенной структуре.
1. Геолого-промышленная характеристика месторождения
1.1. Общие сведения о месторождении
1.1.1. Экономико-территориальное положение Коммунаровский золотоносный район расположен на Восточном
склоне хребта Кузнецкого Алатау. Все главные золоторудные месторождения расположены в вершине ключа Федоровского и в вершине ключа Соктыкгуль. Территория деятельности рудника находится в Ширинском районе республики Хакассия.
Рельеф района горный, сильно расчлененный, с крупными каменистыми склонами, поросшими смешанным и хвойным лесом и т.д. (Желательно отразить удаленность от областных (краевых) центров, основных транспортных магистралей, основных потребителей и т.д.)
1.1.2. Историческая справка о месторождении Возникновение золотого промысла в районе рудника “Коммунар”
относится к 1833 г., когда были открыты россыпи по реке Солгон, ключам Соктыкгуль и Федоровский, затем начата добыча на одноименных рудниках.
Первое коренное месторождение (Богом дарованное) открыто в 1896 г. В результате этого события золотопромышленником К.Й. Иваницким месторождение было взято в аренду и организована рудная золотодобыча. В последующие ГОДЫ была построена электростанция, золотоизвлекательная фабрика, пройдены 2 штольни: новая и №2.
В начале прошлого столетия здесь велась уже систематическая отработки рудных жил с перерывом в 1923-1928 гг., когда рудник был законсервирован, и г.д.
1.2. Геолого-промышленная характеристика участка
Рудное тело блока 8/41-С1 Масловского месторождения расположено на юго-западном фланге горизонта штольни 13, опускаясь от 5 до 25 м ниже и поднимаясь до 35 м выше этого горизонта, т.е. находится между высотными отметками +958 и +1 ООО м.
В этом районе отработан ряд рудных тел. Непосредственно сверху проектируемых к отработке блоков находится выработанное пространство камер рудных тел 8 и 41, с восточной стороны к ним примыкает камера рудного тела 9, а с севера, вблизи блока, расположена камера рудного тела 4.
Оруденение блока 8/41-С1 приурочено к лежачему боку Масловского разрыва, падающего на восток под углом 40+50°.
Район оруденения представлен зоной контактов порфиритов и секущих их даек: порфировидного диорита, амфиболового порфирита и пост рудной дайки диорита-сиенита.
Руда и вмещающие породы - крепкие и весьма крепкие, коэффициент крепости по шкале проф. Протодьяконова / = 14+16, по устойчивости они относятся к весьма устойчивым.
Обводненности пород в районе блока не отмечено, вода поступает через выработанное пространство с поверхности. Руда и порода не слеживаются и не самовозгораются. Среднее содержание золота по блоку составляет 3,3 г/т, запасы руды в блоке равны 48,6 тыс. т и т.д.
1.3. Физико-химическая характеристика полезного ископаемого
Рудой являются прокварцовавные порфириты, порфировидный
диорит - 2, реже амфиболовый порфирит. Само золоторудное оруденение непосредственно представлено кварцевыми прожилками мощностью от нитевидных до иногда 30+50 см, чаще 2+3 см. Отмечается вкрапленность сульфидов, преимущественно пирита и пирротина, реже халькопирита. Плотность руды - 3,2 т/м3, вмещающих пород - 2,9 т/м3 и т.д.
2. Сущность рекомендуемого ФХГ способа разработки рассматриваемого участка месторождения
Из существующих на настоящий момент способов ФХГ разработки полезных ископаемых наиболее применимы два способа:
скважинная гидродобыча [1];
подземное выщелачивание руд [2].
Сущность скважинной гидродобычи заключается в приведении твердого полезного ископаемого на месте залегания в подвижное состояние посредством гидродинамического воздействия и выдача полученной гидросмеси через скважины.
Основным инструментом разрушения полезного ископаемого и его доставки к выданной скважине является вода. Интенсификация процесса возможна взрывом, вибрацией, химическим или микробиологическим разложением цементирующего вещества. Выдача гидросмеси осуществляется эрлифтом, гидроэлеватором или насосом.
Методом СГД преимущественно разрабатывают рыхлые и слабо- сцементированные месторождения фосфоритов, бокситов, марганца, железа, золота, титаноносные россыпи и битуминозные песчаники, осадочные месторождения урана, угольные пласты, залежи песков и гравия.
Одним из основных условий осуществления подземного выщелачивания руд является физическая возможность подвода химического реагента к растворяемому полезному ископаемому и отвод прореагировавшего вещества к месту его сбора и переработки. Для этого руда должна обладать естественной или искусственной проницаемостью растворов, а минералы и компоненты легкой растворимостью рабочими агентами. Вмещающие породы должны быть инертны.
ПВР осуществляется путем орошения дробленой руды слабо концентрированными растворами кислот и щелочей.
ПВР разрабатываются месторождения полезных ископаемых, представленные окисленными сульфидными рудами, обводненными и неустойчивыми вмещающими породами, забалансовыми участками месторождений, эксплуатируемых традиционными технологиями, крупными и глубоко залегающими бедными рудами и т.д.
Из приведенных способов добычи более целесообразным для применения в условиях данного месторождения является ПВР.
Это заключение вытекает из следующих положений.
Во-первых, наличие большого количества технологических пустот, сформированных выемкой запасов традиционной подземной добычей, негативно скажется на безопасности ведения добычных работ при СГД и эффективности эксплуатации запасов недр;
Во-вторых, эффект гравитационного обогащения, задействованный в СГД, в условиях данного месторождения минимизируется. В качестве причины выступает одинаковость плотностных характеристик руд и вмещающих пород. В связи с этим возрастает доля обогатительного передела на поверхности;
В-третьих, высокий крепость окисленных руд требует дополнительной и тщательной подготовки вынимаемого СГД массива (взрывным, химическим разрушением), что в условиях наличия выработанного пространства вызывает определенные трудности.
2.1. Сущность ФХГ способа разработки
Согласно данным практики, в ряде случаев месторождение наиболее эффективно может отрабатываться с применением комбинированной технологии; способом подземного выщелачивания и традиционным способом подземной разработки. Причем вначале с использованием традиционных систем отрабатывают наиболее богатые участки с максимальной полнотой извлечения металла. Затем образованные пустоты используют в качестве компенсационного пространства и обрушают на них запасы бедных и забалансовых руд, подвергая их в дальнейшем подземному выщелачиванию. Для приема продуктивных растворов на нижнем горизонте формируют специальные дренажные выработки или улавливают их на уровне зеркала подземных вод и через скважины откачивают в сборную емкость.
Такой порядок выемки позволяет даже в сложных горно-геологических условиях эффективно добывать ценные металлы, а оставшиеся ореолы их распространения с более низким содержанием обрушать высокопроизводительными системами, магазинировать на месте залегания и подвергать выщелачиванию. На втором этапе достигается несколько меньшая степень извлечения металла, но зато резко сокращаются издержки производства и в целом обеспечивается более полная выемка запасов месторождения и т.д.
2.2. Принципиальная схема ФХГ способа
Приводится эскизное отображение предлагаемого геотехнологического способа разработки месторождения либо его участка.
3. Обобщение опыта применения выбранного ФХГ способа
3.1. Общие сведения из практики разработки месторождений ПВР
Используем опыт подземного выщелачивания меди на Дектярском месторождении при доработке эксплуатационных потерь южной выклинки шахты “Капитальная №2” [3].
Количество скважин в линии определяется мощностью рудного тела. Первоначально на каждой линии бурят не более четырех скважин.
Продолжительность орошения принята в 0,5 мес. Выбранный период орошения скважин, расположенных в двух профильных линиях, позволяет оросить всю площадь участка только за 10+10,5 мес. Это означает, что в течение 9,5+10 мес. каждые две линии скважин будут находиться в сушке, в ходе которой в зоне обрушения будет накапливаться тепло и будут развиваться окислительные процессы.
Воду подавали на небольшой участок зоны обрушения. Объем воды, подаваемой на орошение, в среднем составлял 16,1 м3/ч, или 380+385 м3/сут. Среднее содержание меди в рудничных водах шахты повысилось до 0,85+0,92 г/л.
В дальнейшем подачу вод на орошение осуществляли через специально пробуренные скважины. Всего было пробурено 35 скважин на глубину 12,5+40,2 м (в общей сложности 639,9 пог. м).
Расположение скважин в зоне обрушения орошаемого участка и их глубина показаны на рис. 3.1.
Рассмотрим опыт подземного выщелачивания меди на месторождении “Кабан-1” [3], приведенный на рис. 3.2.
Опытный участок месторождения разделен на пять блоков (рис. 3.2, а), которые в период подготовки месторождения отделены друг от друга компенсационными камерами. Объем камер составляет 15+20 % от общего объема руды в блоке. Порядок подготовки опытного участка к выщелачиванию меди весьма прост и показан на рис. 3.2, б.
3.2. Производственный аналог
Месторождение представлено крутопадающими штокверковыми рудными телами, локализованными в грейнезированном массиве нижнетриасовых гранитов. Коэффициент крепости руды и вмещающих пород равен 12+14. Породы трудно буримые, но легко взрываемые. Плотность руды и пород составляет 2,68 г/см3, влажность - 6 %. Руда не слеживается, обводненность слабая. Отбойка осуществлялась на выработанное пространство. Коэффициент разрыхления замагазинированной руды составляет 1,1+1,2. Для сохранения оросительных выработок он оставляется под штрековый целик толщиной 12 м, через который производится орошение замагазинированной руды (рис. 3.3), и т.д.
Способ ПВР с подачей выщелачивающих растворов через скважины, пробуренные в замагазинированной руде, представлен на рис. 3.4.
В регламенте данного варианта ПВР предусматривается орошение отбитой руды через скважины - оросители, пробуренные снизу вверх из выработок горизонта улавливания сквозь временный предохранительный целик по разрыхленной рудной массе и т.д.
4. Выбор технологии отработки участка
4.1. Конструктивно-технологическая схема
Для обеспечения доступа к рудному телу используются ранее пройденные выработки и часть вновь проводимых выработок. В частности, от штрека 6 проходится квершлаг до нижней части рудного тела. Из квершлага проходится штрек, который будет использован в качестве раствороподающей и раствороприемной выработки. Из штрека проходятся камеры для последующего размещения в них бурового станка и ставов труб оросительной системы.
После выведения рудного тела из массивного состояния в намеченных контурах выемки монтируются ставы 9 трубопроводов, по которым будет нагнетании рабочий агент. Режим орошения пульсирующий.
В качестве добычного оборудования используют 2 грунтовых насоса ГоТ 400/40 мощностью 132 кВт, работающих на нагнетание рабочих растворов, и I насос Го Г 160/31.56 мощностью 22 кВт, работающий па откачку и выдачу продуктивного раствора к месту его сбора и регенерации. Технологическая схема отработки участка рудного тела 8/41-С 1 представлена на рис. 4.1.
4.2. Рабочий агент и его характеристики
Опираясь на накопленный опыт кучного выщелачивания, в качестве рабочего агента используем цианиды. Выщелачивание осуществляем в режиме замкнутого растворооборота. Извлечение золота из продуктивных растворов производим в сорбционных колоннах на смоле АМ-25. Маточники сорбции доукрепляем цианидом и щелочью и отправляем на орошение. Массовая доля №СЫ в рабочих растворах должна составлять от 0,1 до 0,05 %, рН = 10+11, интенсивность орошения равна 68+80 л/т.
4.3. Интенсификация процесса
В качестве интенсификации процесса выщелачивания, при общем снижении концентрации полезного компонента в продуктивных растворах, предполагается использование следующих методов: частичного выпуска обрушенной руды, объем которой должен составлять не более 5+10 % от общего объема запасов блока; прерывания процесса подачи рабочих агентов в блок и обеспечения отстойки блока до момента снижения дренажа продуктивных растворов из блока до 80+85 % от обычного и т.д.
5. Технико-экономическая оценка способа
5.1. Параметры технологии
Исходные данные, а также расчеты параметров и показателей по опытному участку ПВР сведены в табл. 5.1, 5.2, 5.3 соответственно.
Таблица 5.1
Исходные данные
| Показатель | Значения |
| Крепость руды (/) | |
| Диаметр кондиционного куска, м | 0,05 |
| Диаметр скважины, м | 0,105 |
| Коэффициент схемы обуривания | 1,63 |
| Коэффициент использования скважин | 0,75 |
| Плотность заряда ВВ, кг/м3 | 1 200 |
| Предел прочности пород стсж, МПа | |
| Теплота взрыва, Дж/кг | 4 000 |
| Скорость детонации, м/с | 3 200 |
Таблица 5.2
| лнс | Nскв | m | qб | Qвв | t | dср | V,% |
| 1,0 | 1,6 | 12,7 | 0,0018 | 0,05 | 4,56 | ||
| 1,1 | 1,3 | 10,5 | 0,0033 | 0,06 | 10,54 | ||
| 1,2 | 1,1 | 8,8 | 0,0049 | 0,07 | 18,91 | ||
| 1.3 | 1,0 | 7,5 | 0,0065 | 0,08 | 30,17 | ||
| 1,4 | 0,8 | 6,5 | 0,0081 | 0,1 | 44,85 | ||
| 1>5 | М. | 5,6 | 0,0097 | 0,11 | 63,47 |
Таблица 5.3
| Показатели | ПРМ | ФХГ |
| Балансовые запасы, т | ||
| Удельный расход бурения, м/м3 | 1,56 | 12,7 |
| Удельный расход ВВ, кг/м3 | 0,24 | 1,6 |
| Удельный объем ГПР, м3/1000 т | 29,92 | 18,93 |
| С/с добычи, руб. | ||
| В том числе: | ||
| материалы основные | ||
| вспомогательные | ||
| оборудование | ||
| амортизация | ||
| энергия | ||
| з/плата | ||
| Итого с/с добычи, руб./т | ||
| Извлечение, д.ед. | 0,6 | 0,8 |
5.2. Эффективность ФХГ способа Выводы по проделанной работе ...