авторефераты диссертаций БЕСПЛАТНАЯ РОССИЙСКАЯ БИБЛИОТЕКА - WWW.DISLIB.RU

АВТОРЕФЕРАТЫ, ДИССЕРТАЦИИ, МОНОГРАФИИ, НАУЧНЫЕ СТАТЬИ, КНИГИ

 
<< ГЛАВНАЯ
АГРОИНЖЕНЕРИЯ
АСТРОНОМИЯ
БЕЗОПАСНОСТЬ
БИОЛОГИЯ
ЗЕМЛЯ
ИНФОРМАТИКА
ИСКУССТВОВЕДЕНИЕ
ИСТОРИЯ
КУЛЬТУРОЛОГИЯ
МАШИНОСТРОЕНИЕ
МЕДИЦИНА
МЕТАЛЛУРГИЯ
МЕХАНИКА
ПЕДАГОГИКА
ПОЛИТИКА
ПРИБОРОСТРОЕНИЕ
ПРОДОВОЛЬСТВИЕ
ПСИХОЛОГИЯ
РАДИОТЕХНИКА
СЕЛЬСКОЕ ХОЗЯЙСТВО
СОЦИОЛОГИЯ
СТРОИТЕЛЬСТВО
ТЕХНИЧЕСКИЕ НАУКИ
ТРАНСПОРТ
ФАРМАЦЕВТИКА
ФИЗИКА
ФИЗИОЛОГИЯ
ФИЛОЛОГИЯ
ФИЛОСОФИЯ
ХИМИЯ
ЭКОНОМИКА
ЭЛЕКТРОТЕХНИКА
ЭНЕРГЕТИКА
ЮРИСПРУДЕНЦИЯ
ЯЗЫКОЗНАНИЕ
РАЗНОЕ
КОНТАКТЫ


Pages:     | 1 || 3 |

Повышение эффективности технологии кучного выщелачивания золотосодержащих руд

-- [ Страница 2 ] --

Рис. 1. Слоевая конструкция рудного штабеля КВ:

1 – нижний слой штабеля фракции (+15)…(-20) мм; 2 – верхний слой штабеля фракции (-5) мм; 3 – система орошения и питания штабеля; 4 – боковые поверхности штабеля руды; 5 – коллекторы сбора технологических растворов; 6 – основание штабеля; 7 – перфорированная полимерная пленка; 8 – дуговые опоры; 9 – водо-растворонепроницаемая светопрозрачная пленка; 10 – теплоизолятор.

Такое повышение температуры раствора позволяет значительно ускорить растворение и выщелачивание металла из руды, существенно повысить его извлечение. Кроме того, исключаются потери выщелачивающего раствора испарением, в результате чего повышаются концентрация реагента в руде и скорость выщелачивания, а также уменьшается загрязнение атмосферного воздуха токсичными парами выщелачивающего раствора.

Предложенный способ позволяет повысить эффективность за счет увеличения скорости выщелачивания.

Экспериментальными исследованиями на сконструированной физической модели и стенде КВ установлено, что общий коэффициент фильтрации Kф при выщелачивании послойной фракционированной руды классов +15…-20 мм, -+10…-15 мм, +5…-10 мм, -5 мм постоянно увеличивается с 0,12 до 0,51 м/ч (рис. 2).

При исследовании однородной руды на верхнем и нижнем участках колонны со временем происходит постоянное понижение соответствующих значений коэффициентов фильтрации. Общий коэффициент фильтрации имеет ту же динамику изменения (рис. 3).

Как показывает сравнение полученных результатов проведенных опытов, представленных на рис. 4, опыт с выщелачиванием послойной фракционированной руды в колонне более предпочтителен, поскольку общий коэффициент фильтрации Kф больше соответствующего коэффициента фильтрации в опыте с выщелачиванием валовой однородной пробы.

 Динамика изменения коэффициента фильтрации Kф на участках колонны L1, L2, L в-1

Рис. 2. Динамика изменения коэффициента фильтрации Kф на участках колонны L1, L2, L в зависимости от времени выщелачивания послойной фракционированной пробы T: Kф – общий коэффициент фильтрации; Kф1 – коэффициент фильтрации на верхнем участке колонны; Kф2 – коэффициент фильтрации на нижнем участке колонны

 Динамика изменения коэффициента фильтрации Kф на участках колонны L1, L2, L в-2

Рис. 3. Динамика изменения коэффициента фильтрации Kф на участках колонны L1, L2, L в зависимости от времени выщелачивания однородной валовой пробы T: Kф – общий коэффициент фильтрации; Kф1 – коэффициент фильтрации на верхнем участке колонны; Kф2 – коэффициент фильтрации на нижнем участке колонны

 Динамика изменения коэффициентов фильтрации Kф при различных технологических-3

Рис. 4. Динамика изменения коэффициентов фильтрации Kф при различных технологических схемах формирования рудного штабеля.

Однако предлагаемый выше способ кучного выщелачивания глинисто-шламистых руд при общем улучшении фильтрационных свойств штабеля, по мнению некоторых авторов, может характеризоваться недостаточным извлечением металла из нижних слоев крупных фракций (+15)…(-20) мм, (+10)…(-15) мм, (+5)…(-10) мм, вследствие относительно малого времени контакта с поверхностью кусков руды выщелачивающих растворов из-за высокой скорости их фильтрации в этих слоях.

Для решения этой задачи и сокращения общего срока выщелачивания нами предложено улучшить изложенный выше способ КВ руд.

Результат достигается тем, что после отсыпки каждого слоя руды производят обработку слоя цианидным раствором повышенной концентрации и выстаивание его в течение 6 суток, при этом концентрацию цианидного раствора и продолжительность выстаивания снижают от нижнего слоя к верхнему.

Предварительная обработка отсыпаемых слоев цианидными растворами повышенной концентрации и последующая выдержка в течение нескольких суток позволяет увеличить полноту извлечения металла, в особенности из крупных фракций классов (+15)…(-20) мм, (+10)…(-15) мм в нижних слоях за счет глубокой диффузии концентрированных выщелачивающих растворов и вступления в реакцию цианидных комплексов с золотом. При этом дальнейшее выщелачивание штабеля фактически сводится к вымыванию из предварительно подготовленной руды прореагировавших выщелачивающих растворов.

Для этого при рудоподготовке на дробильно-сортировочной установке (ДСУ) добытую руду дробят и разделяют на фракции – обычно по классам (-5,0) мм, (+5)…(-10) мм, (+10)…(-15) мм и (+15)…(-20) мм. Отсыпку штабеля начинают со слоя руды фракцией (+15)…(- 20) мм, производят орошение его выщелачивающим раствором с повышенной концентрацией цианида 2,0…4,0 г/л до полного влагонасыщения, производят выстаивание в течение 6 суток. Затем отсыпают слой руды фракции (+10)…(-15) мм и орошают его выщелачивающим раствором с концентрацией цианида 1,5…2,5 г/л до полного влагонасыщения и выстаивают в течение 4 суток. После этого отсыпают следующий слой руды фракции (+5)…(-10) мм, орошают его выщелачивающим раствором повышенной концентрацией цианида 1…2 г/л до полного влагонасыщения и выстаивают в течение 2 суток. Затем отсыпают верхний слой руды мелкой фракции класса (-5,0) мм и орошают его выщелачивающим раствором концентрацией цианида 1…1,5 г/л до полного влагонасыщения и выстаивают в течение 1 суток. После этого на поверхности верхнего слоя размещают стационарную систему орошения и питания и приступают к непрерывному орошению штабеля руды выщелачивающим раствором концентрацией цианида согласно технологическому регламенту – обычно 0,2…0,8 г/л.

При орошении выщелачивающим раствором и прохождении выщелачивающих растворов через слои происходит фактически вымывание прореагировавших во время отстаивания руды цианидных комплексов, за счет чего повышается извлечение металла. Продуктивный раствор поступает в коллекторы и после очистки его от глинистых частиц фильтрованием направляется в сорбционные аппараты для извлечения металла.

  1. Повышение интенсивности выщелачивания в процессе эксплуатации достигается взрыванием рудного штабеля рассредоточенными зарядами низкоплотных ВВ с размещением в нижней части скважины и между зарядами пористого материала и в последовательности инициирования с замедлением от верхнего заряда к нижнему заряду.

Перспективным направлением интенсификации КВ металлов непосредственно в рудном штабеле является применение механического и в особенности взрывного рыхления.

Метод взрывного рыхления штабеля КВ был испытан на Жезканганском месторождении меди (Казахстан) в ходе проведения промышленных экспериментов. Отсыпку штабеля КВ осуществляли на заранее подготовленное основание. Затем на расстоянии 4-6 м друг от друга устанавливали перфорированные по­лиэтиленовые или асбестоцементные трубы диаметром 100…150 мм. Длина труб на 0,5 м превышала высоту кучи. При снижении скоро­сти просачивания выщелачивающих растворов по высоте кучи, вызванном кольматационными явлениями, в трубы, заранее уложенные в кучи, помещали заряды низкоплотных ВВ и периодически взрывали. Взрывание зарядов в скважинах глубиной до 5 м и диаметром 105 мм, пробуренных на уплотненных шламовыми фракциями участках рудного отвала, позволило повысить проницаемость рудной массы в 1,5-2 раза, увеличить добычу металла на 20-25 % и скорость выщелачивания полезного компонента на 25-30 %.

Впервые взрывное рыхление рудного штабеля в России выполнено на Козловском золоторудном месторождении (Читинская область) во время проведения опытно-промышленных работ по КВ. Параметры буровзрывных работ (БВР) рассчитывались из условия не повреждения (ПФО), а также сейсмической безопасности сорбционной установки.

В результате выполнения взрыва содержание золота в продуктивных растворах в первые сутки после возобновления орошения увеличилось в 5…8 раз и поддерживалось на этом уровне в течение 20 суток после взрыва, а затем вновь стало снижаться. Содержание серебра увеличилось в 3…4 раза и поддерживалось на этом уровне более 50 суток.

Минимальное расстояние RБ от зарядов ВВ до пленки с учетом научных разработок на основе равенства суммарного тангенциального напряжения от короткозамедленного взрывания группы зарядов ВВ и предела прочности плёнки на разрыв будет равно:

(1)

где D – скорость детонации, м/с; в – плотность заряжания ВВ, кг/м3; dз – диаметр заряда ВВ, м; с – скорость продольной волны в частице (отдельности) штабеля, м/с; n – число взаимодействующих соседних зарядов ВВ в группе (n=-1); –коэффициент Пуассона массива; р – предел прочности пленки на разрыв; – показатель трещиноватости взрываемого массива; – коэффициент трения между частицами в массиве; a – расстояние между шпурами в ряду, м; W – линия наименьшего сопротивления (ЛНС) между группами взрываемых зарядов, м; N – число короткозамедленно взрываемых групп зарядов ВВ.

На основе данной методики расчета минимального расстояния RБ от зарядов ВВ до полиэтиленовой пленки установлены зависимости расстояний зарядов ВВ до гидроизоляционного основания рудного штабеля от скорости распространения продольной волны, трещиноватости горных пород и количества одновременно взрываемых групп зарядов при взрывном рыхлении рудного штабеля (рис. 5, 6.).

Рис. 5. График зависимости расстояний зарядов ВВ до гидроизоляционного основания рудного штабеля Rб от скорости распространения продольной волны с, трещиноватости горных пород

Рис. 6. График зависимости расстояний зарядов ВВ до гидроизоляционного основания рудного штабеля Rб от количества одновременно взрываемых групп зарядов N

Анализ полученных зависимостей показывает, что минимальное расстояние Rб от зарядов ВВ до пленки тем меньше, чем меньше скорость детонации и количество одновременно взрываемых зарядов и чем больше показатель трещиноватости взрываемого массива. При этом скорость детонации массива уменьшается с увеличением степени разрыхления.

Недостатком взрывного рыхления рудного штабеля по традиционным схемам БВР является опасность повреждения ПФО, а также переуплотнение руды ниже зарядов ВВ, что замедляет процесс выщелачивания. Нами разработан способ взрывного рыхления штабеля при кучном выщелачивании руд, позволяющий предотвратить повреждаемость ПФО из полимерной пленки и одновременно повысить эффективность рыхления руды в полном объёме штабеля (рис. 7).

Технический результат достигается тем, что бурение скважин производят до защитно-дренажного слоя. В скважинах размещают рассредоточенные заряды низкоплотных ВВ, при этом в нижней части скважины и между зарядами размещают пористый материал, например пенополистирол. Взрывание зарядов производят с замедлением от верхнего заряда к нижнему.

Рис. 7. Способ взрывного рыхления штабеля при кучном выщелачивании руд

Способ взрывного рыхления осуществляют следующим образом. При снижении концентрации золота в продуктивных растворах из-за кольматации штабеля руды 1 бурят взрывные скважины 2 до защитно-дренажного слоя 15, в скважинах 2 размещают рассредоточенные нижний 13 и верхний 10 заряды из низкоплотных ВВ. Заряды 13 и 10 разделяют пористым материалом 12, в нижней части скважины 2 также размещают пористый материал 14. В качестве пористого материала используют пенополистирол, обладающий низкой плотностью – 0,012 г/см3. В верхней части скважины 2 размещают забойку 9 из инертного материала. Рассредоточенные заряды рыхления 10 и 13 из низкоплотных ВВ инициируют патронами-боевиками, состоящими из шашек 11 и инициирующих устройств 3, 4. Внутрискважинные устройства 3, 4 инициируются от поверхностных устройств 5, 6 и 7 с замедлениями 25, 42 и 0 мс соответственно. Вначале взрываются верхние заряды 10, а затем с коротким замедлением в 50 миллисекунд взрываются нижние заряды 13. В результате взрывания рассредоточенных зарядов рыхления 10 и 13 из низкоплотных ВВ штабель руды 1 разрыхляется, при этом пористый материал 12 и 14 в нижней части скважины 2 и между рассредоточенными зарядами 10 и 13 защищает гидроизолирующий слой из полимерной пленки 16 от воздействия ударных волн. При взрывании рассредоточенных зарядов с короткозамедленным инициированием от верхних зарядов 10 к нижним зарядам 13 вначале разрыхляется верхняя часть штабеля руды 1. Ударная волна от взрыва нижних зарядов 13 в направлении гидроизолирующего слоя из полимерной пленки 16 гасится пористым материалом 14, а в направлении верхней части штабеля руды 1 экранируется пористым материалом 12 и ударной волной от взрыва верхних зарядов 10, в результате чего практически полностью исключается повреждаемость ПФО из полимерной пленки и повышается использование энергии взрыва зарядов на разрыхление руды в штабеле КВ.

Для инициирования зарядов целесообразно использовать неэлектрическую систему СИНВ (рис. 7), позволяющую повысить безопасность работ и точность интервала внутрискважинного замедления и легко создавать схемы взрывания с минимальным количеством одновременно взрываемых зарядов.

Механизм воздействия взрыва на штабель руды не изучен 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.

  1. Надежность противофильтрационного основания рудного штабеля повышается применением в защитно-дренажном слое основания минерального гидрофильного сорбента с положительно заряженной поверхностью минерального скелета и электролитическим разрушением цианидов и их комплексов в защитно-дренажном и в дренажном слоях основания.

Использование токсичного растворителя – цианида натрия в технологии КВ золотосодержащих руд предъявляет высокие требования к надежности конструкций ПФО для КВ, позволяющих избежать экологических угроз. В ЧитГУ разработана конструкция ПФО, предназначенная для установок КВ в суровых природно-климатических и экстремальных условиях эксплуатации (морозное пучение глинистых оснований, высокая сейсмичность, взрывное рыхление штабеля КВ). Конструктивной особенностью данного ПФО является использование гидроактивного герметика, размещенного между гидроизолирующими слоями, при этом защитно-дренажные слои расположены над и под гидроизолирующими слоями и выполнены из геотекстильного материала объемной плотностью 90…150 кг/м3.

Гидравлическими расчетами показано, что конструкция ПФО с гидроактивным герметиком в сравнении с типовым ПФО эффективнее по времени промачивания растворами при штатном режиме в 5 раз, при аварийном – в 313 раз, удельные фильтрационные потери растворов через основание при штатном режиме в период промачивания экрана меньше в 5 раз, в процессе установившегося режима в 1,7 раза, при аварийном режиме в процессе установившегося режима в 33 раза.

Недостатком предложенной конструкции ПФО является ухудшение гидроактивности герметика при длительной эксплуатации установки КВ. Усовершенствованный вариант конструкции ПФО обеспечивает экологически чистое выщелачивание руд, как в обычных, так и в особо сложных инженерно-геологических, геокриологических и сейсмических условиях и при длительном (несколько лет) сроке эксплуатации (рис. 8). Это достигается тем, что в основании нижний защитно-дренажный слой отсыпают из минерального гидрофильного сорбента с положительно заряженной поверхностью минерального скелета, что позволяет адсорбировать отрицательно заряженные молекулы токсичного раствора и препятствовать проникновению его в грунт и подземные воды. Степень очистки повышается за счет увеличения адсорбционной способности сорбента анионита – природного клиноптилолита, обработанного последовательно серной кислотой и раствором сернокислого железа.

Рис. 8. Противофильтрационное основание штабеля с гидроактивным герметиком и минеральным гидрофильным сорбентом:

1 – выщелачиваемый материал; 2 – коллектор подачи токсичных растворов; 3 – система орошения кучи; 4 – верхний защитно-дренажный слой волокнистого материала; 5 – верхний гидроизолирующий слой; 6 – слой герметика; 7 – нижний гидроизолирующий слой; 8 – нижний защитно-дренажный слой из минерального гидрофильного сорбента; 9 – коллектор сбора технологического раствора; 10 – грунт

Также разработана еще одна конструкция ПФО, позволяющая полностью исключить опасность загрязнения окружающей среды. Сущность конструкции заключается в том, что в защитно-дренажном и дренажном слоях размещают сетки-электроды, на которые подают постоянный ток с полярностью минус на верхней сетке-электроде (катод) и плюс на нижней сетке-электроде (анод). В качестве дренажного слоя рекомендуется использовать смесь песка и соли – галита или сильвинита (рис. 9).

При подаче постоянного тока с полярностью минус (катод) в защитно-дренажном слое на верхнюю сетку-электрод существенно снижается взаимодействие токсичных цианидных комплексов с гидроизолирующим слоем из полиэтиленовой пленки и тем самым снижается проникновение цианидных комплексов в окружающую среду даже при локальных разрывах полиэтиленовой пленки.

Электролиз в защитно-дренажном и дренажном слоях позволяет разрушить цианиды и их комплексы при проникновении рабочих растворов через локальные разрывы гидроизолирующего слоя. При этом в процессе электролиза на аноде происходит электрохимическое окисление ионов цианида и их комплексов до малотоксичных и нетоксичных продуктов (цианаты, карбонаты, диоксид углерода, азот), а на катоде происходит выделение катионов металла.

Рис.9. Противофильтрационное основание штабеля с размещением в защитно-дренажных слоях сеток электродов:

1 – выщелачиваемый материал; 2 – коллектор подачи токсичных растворов; 3 – система орошения штабеля; 4 – защитно-дренажный слой; 5 – гидроизолирующий слой из полиэтиленовой пленки; 6 – верхняя сетка-электрод (катод); 7 – нижняя сетка-электрод (анод); 8 – дренажный слой из смеси песка и соли; 9 – коллектор сбора технологического раствора; 10 – грунтовый экран из глины

Использование в качестве дренажного слоя смеси песка и соли позволяет ускорить и облегчить процесс анодного окисления цианидов при одновременном снижении расхода электроэнергии за счет образования хлоридных ионов, которые являются сильнейшими окислителями при растворении соли в рабочих растворах и действии электрического поля.

Процесс электрохимического окисления цианидов протекает при следующих условиях: рН>8; концентрация хлоридов не должна превышать концентрацию цианидов больше чем в 5 раз; принимают на 1г СN - 10г NaCl; анодная плотность тока должна быть 0,001 А/см2 (ток постоянный. В этих условиях достигается выход по току 80 %, а расход электроэнергии на окисление 1г CN - от 0,007 до 0,01 кВт в час.



Pages:     | 1 || 3 |
 





 
© 2013 www.dislib.ru - «Авторефераты диссертаций - бесплатно»

Материалы этого сайта размещены для ознакомления, все права принадлежат их авторам.
Если Вы не согласны с тем, что Ваш материал размещён на этом сайте, пожалуйста, напишите нам, мы в течении 1-2 рабочих дней удалим его.