Подземная разработка месторождений

Рис. 4.18. Схема подготовки эксплуатационного блока под систему отработки «блоковое магазинирование с последующим выщелачиванием»

1 – оросительный штрек; 2 – оросительный орт; 3 – оросительные скважины; 4 – восстающий; 5 – рудоспуск; 6 – отрезной восстающий; 7 – буровой орт; 8 – буровой штрек; 9 – контур рудного тела; 10 – дренажный орт; 11 – дренажный штрек; 12 – откаточный штрек; 13 – откаточный орт

Ниже камеры с замагазинированной рудой проходится дренажный горизонт и оборудуется приемный зумпф для улавливания продуктивных растворов.

Многолетний опыт работы ОАО «Приаргунское производственное горно-химическое объединение» («ППГХО») по подземному (ПВ) и кучному (КВ) выщелачиванию урановых руд свидетельствует, что высокая степень извлечения металла при низкой себестоимости готовой продукции может быть обеспечена при условии выбора оптимального гранулометрического состава выщелачиваемой руды. Для оценки качества дробления выщелачиваемой руды правомерно учитывать влияние на кинетику выщелачивания скальных руд помимо геометрических параметров частиц, также и стуктурно-текстурные факторы и механизм действия взрыва.

Отбитая взрывом порода представляет собой крайне неоднородный по размеру кусков и степени микротрещиноватости обломочный материал. Сопротивление такой среды потоку жидкости при прочих равных условиях тем выше, чем меньше крупность составляющих его кусков. Если ширина межкускового пространства будет соизмерима с толщиной диффузионного слоя при естественной конвекции, то свободное движение растворов будет затруднено, следовательно, реализовать инфильтрационный режим выщелачивания будет невозможно. Ухудшению фильтрационных свойств

171

выщелачиваемой руды способствуют и физико-химические факторы (сжимаемость среды, возникновение двойного электрического слоя на границе раздела твердой и жидкой фаз в присутствии ионов), поскольку рудная мелочь в процессе орошения будет увлекаться раствором и оседать в узком межкусковом пространстве. По этой причине не всегда может себя оправдать тенденция уменьшения коэффициента разрыхления при отбойке и чрезмерного измельчения выщелачиваемой руды.

Исходя из форм механической работы взрыва, бризантное его действие проявляется в непосредственной близости от поверхности заряда и расходуется на раздавливание и измельчение породы. Однако в полной энергии взрыва при дроблении трещиноватых руд наибольшая часть приходится на долю фугасного действия, которое проявляется вплоть до значительных расстояний от зарядов, формируя зону трещинообразования. Степень же дробления породы пропорциональна полной энергии взрыва, следовательно, чтобы уменьшить крупность, необходимо увеличить полную энергию. Это приведет к увеличению выхода мелочи, а также к уплотнению замагазинированной руды и, следовательно, росту фильтрационного сопротивления. То есть переизмельчение выщелачиваемой руды нежелательно. Кроме того, необоснованное уменьшение крупности руды приведет к дополнительным затратам труда и средств на буровзрывные работы и излишнему расходу реагента. Против необходимости чрезмерно мелкого дробления говорит и тот факт, что в отбитой руде мелкие фракции имеют более высокое содержание урана, чем крупные и средние, причем на их долю приходится до 8595 % от общего количества металла. Может оказаться, что, несмотря на заметный выход крупных классов в отбитой для целей выщелачивания руде, они не оказывают отрицательного влияния на степень извлечения из-за низкого содержания в них металла.

Для выщелачивания оптимальным следует считать гранулометрический состав, при котором обеспечивается требуемая полнота извлечения полезного компонента и минимальные затраты труда и средств на получение готовой продукции. В этой связи изучение природных свойств рудного массива, определяющих его геотехнологические параметры, приобретает решающее значение для правильной оценки гранулометрического состава выщелачиваемого материала.

Одним из определяющих свойств руды, отбитой для выщелачивания, является неоднородность распределения полезного компонента (N) по гранулометрическим классам, которая учитывается при вычислении размера средневзвешенного куска по

содержанию урана (d с ) .

	n
	(di Ci )	n
N	i 1	/(Cср di Fi)
	n		(184)
		i 1

где d i - размер средневзвешенного куска по массе в классах крупности 1, 2, 3…n, мм;

Сi - содержание урана в классах крупности 1, 2, 3…n, %; n - количество классов крупности;

Сср - среднее содержание урана в горнорудной массе, %.
Fi – выход класса, доли ед.
dc d (1 N ), мм	(185)

172

d - размер средневзвешенного по массе куска в общем объеме горнорудной массы, мм.

Таким образом, неоднородность отбитой руды по содержанию металла можно охарактеризовать величиной относительного отклонения количества металла в различных кусках руды от количества металла в средневзвешенном по содержанию урана куске. При сравнительной оценке гранулометрических характеристик отбитой руды установлено, что

чем меньше величина d c , тем более однородна руда по распределению урана в разных

классах крупности.

Важнейшим показателем, определяющим успех подземного выщелачивания при разработке скальных пород, является обеспечение заданной крупности дробления массива. Специфика определения параметров буровзрывных работ при подготовке руды к подземному и кучному выщелачиванию состоит в том, что гранулометрический состав выщелачиваемой руды должен обеспечивать рациональные геотехнологические параметры, включая полноту извлечения урана, за весь период выщелачивания.

Данные литературных источников [1] и исследования Центральной научноисследовательской лаборатории (ЦНИЛ) ОАО «ППГХО» в фильтрационных колоннах указывают на то, что при среднем размере куска взрываемой рудной массы равном 0,2 м (размер кондиционно куска 0,4 м) коэффициент извлечения металла составляет 0,4-0,6, при среднем размере куска 0,06-0,07 м (размер кондиционно куска 0,12-0,14 м) коэффициент извлечения металла составляет 0,7-0,8.

Трещиноватый горный массив месторождений ОАО ППГХО представлен широким разнообразием литологических разновидностей вмещающих пород. Это в основном фельзиты, трахидациты, песчаники, конгломераты, гравелиты, граниты. Физико-технические свойства отрабатываемых массивов и образцов пород, влияющие на качество дробления массива взрывом, изменяются в широких пределах. Коэффициент крепости по М.М. Протодъяконову – от 4 до 20, предел прочности на разрыв – от 5 до 15 МПа, скорость продольной волны – от 2500 до 5000 м/сек., среднее расстояние между трещинами всех систем – от 0,05 до 1-2 м, количество систем трещин – от 3 до 5. Глубина разработки 200 -500 м.

Экспериментальный путь в выборе параметров БВР, обеспечивающих заданную степень дробления трещиноватого массива с таким широким спектром физикотехнических свойств, является не перспективным. В связи с этим разработана теория деформирования и разрушения трещиноватого массива в условиях горного давления, при взрыве группы зарядов ВВ вблизи открытой поверхности. Получены аналитические формулы расчета параметров БВР, обеспечивающих заданную степень дробления различных по физико-техническим свойствам горных массивов.

Расстояние между скважинами (концами скважин) в группе, обеспечивающее заданную степень дробления, равно:

а 2RP	KII	(186)
где Rр – размер	зоны регулируемого	дробления трещиноватого массива	взрывом

одиночного заряда ВВ, в пределах которой размер крупных кусков не превышает кондиционного [2];

К II коэффициент, учитывающий взаимодействие зарядов ВВ по линии скважин, К II =2.

173

RP

8

D

d с (1

)

d

1

к

В

З

,

[ P Р(1

)] (1 )Ф

d

е

(187)

1

где D, B , d З – соответственно, скорость детонации, плотность заряжания, диаметр заряда ВВ;

с, , p – скорость продольной волны, коэффициент Пуассона, предел прочности на разрыв отдельности массива;

de, Ф, - средний размер отдельности, показатель трещиноватости и коэффициент трения между отдельностями в горном массиве;

Р – величина горного давления, Р gH;

, g, H - объемная масса массива, ускорение свободного падения, глубина от поверхности земли;

dк – размер кондиционного куска;

- 3,14.

Использование формулы 4 вызывает определенные сложности при выборе параметров для расчетов и точность определения Rр , за счет большой вариации

физических свойств отдельностей массива. Согласно [3] комплекс физических свойств можно выразить через коэффициент крепости. Учитывая глубину разработки месторождений АООТ ППГХО формулу 4 можно представить в упрощенном виде:

R

D В d З

d к

10

4.

P

2,5 f

0.5

Ф

dе

(188)

где f – коэффициент крепости пород по М.М. Протодъяконову.

В случае если задается средневзвешенный размер куска, то вместо dк в формуле 5 необходимо подставить величину 2dc [4], dc определяют по формуле 2.

Число скважин в группе, обеспечивающее отбойку массива в камере определенной ширины (hк) равно:

n	hк	1
			(189)
	а
Линия наименьшего сопротивления (ЛНС), обеспечивающая отбойку массива и
заданную его степень дробления равна:
W Rp (2.5K 2 n ) 13			(190)

где n – предельное число зарядов ВВ, при котором наблюдается их взаимодействие и

174

усиление действия взрыва, n не должна превышать n и определяется из выражения n 1 1;

К - коэффициент усиления действия взрыва (за счет взаимодействия зарядов ВВ в группе):

	n 1 0.5(n					1)
	К				i					(191)
			1 0.25(n 1)
	i 1
						i
	Проектный удельный расход ВВ для обеспечения заданной степени дробления
	равен:
	q		К				nd	2
		П		З		В	3 ,			(192)
					4h W

К

где K З - коэффициент заполнения скважины ВВ.

Для численного расчета параметров БВР, обеспечивающих заданную степень дробления были проведены специальные исследования [5], позволившие разделить трещиноватые массивы рудников ОАО ППГХО на классы по взрываемости. Численные значения свойств трещиноватого массива и отдельные параметры воздействия взрыва приведены в таблице 1.

Для определения коэффициента трения ( ) между отдельностями в массиве использованы данные работы [6].

																	Таблица 4.8.
	Катег								К	при n , равном
	ория	de ,			Ф													Rр ,
	взрыв
		м
	аемост																	м
									1		2	3	4		5	6
	и
		<0.05			>12			<0.2	1		1,72	2,12	2,34		2,46	2,52		>0.67
		0.05-0.15			12-			0.2-0.3	1		1,68	2,03	2,16		2,22	2,22		0.67-0.46
		0.15-0.40			10			0.3-0.45	1		1,62	1,9	2,0		2,0	2,0		0.46-0.36
	IV	0.4-1.0			10-8			0.45-0.6	1		1,56	1,76	1,76		1,76	1,76		0.36-0.30
	V	>1.0			8-6			>0.6(0.8)	1		1,48	1,6	1,6		1,6	1,6		<0.30
					<6
	В таблице 4.8. приведены численные значения радиуса зоны регулируемого
дробления для условий рудников ОАО ППГХО при d З =0,065															м,	D =4 103			м/с, в
=1,1 103		кг/м3, f	=8,		d	к	=0,2 м. Радиус			зоны		регулируемого дробления							является

величиной, определяющей параметры БВР (a,W.q) для обеспечения заданной крупности дробления трещиноватого массива.

Основой для определения Rp и остальных параметров БВР является средний размер естественной отдельности в массиве (среднее расстояние между трещинами всех

175

систем), определяемые по обнажениям горно-подготовительных выработок. Опытно-промышленные работы по проверке достоверности разработанных формул

расчета проведены при подготовке экспериментальной части блока 4-310 рудника № 4 к подземному выщелачиванию. Вмещающие породы – среднезернистые песчаники с размером отдельности 0,15-0,40 м. Рудный пласт мощностью 0,5-1,0 м представлен туфами и туфобрекчиями липаритов с размером отдельностей 0,05-0,15 м и имеет пологое залегание. Глубина залегания подготавливаемого массива 180 м. Физико-технические свойства массива и образцов пород для расчета параметров БВР взяты из систематизированных результатов многолетних исследований СибНИПИпромтехнологии. Диаметр скважин 0,105 м, ВВ – аммонит 6-ЖВ диаметром 90 мм. Ширина очистного пространства, на которое производится отбойка, равна 3,0 м. Кондиционный размер куска

– 0,2 м.

Расчетные параметры взрывных работ (ВР): расстояние между скважинами (концами скважин) – 1,8 м; ЛНС – 1,5 м; удельный расход ВВ – 2,5 кг/м3. Объем подготовленного к взрыву массива составил 1,8 тыс. м3, масса заряда ВВ – 4,5т. Взрыв проводился короткозамедленно на компенсационные выработки, интервал замедления – 25 мс. После взрыва, линейным методом определен грансостав по 5 линиям. Установлено, что средневзвешенный размер куска составил 0,06 м, выход фракции +200 мм – 3,2 %, что указывает на достоверность полученных формул.

Использование формул расчета рациональных параметров БВР при подготовке к ПВ блоков 4-310 (вмещающие породы – песчаники, туфопесчаники, туфы липаритов), 4- 302 (конгломераты, туфобрекчии, песчаники) на руднике № 4, блока 2-300 (разногалечные конгломераты, гравелиты) – рудник № 2, позволило увеличить коэффициент извлечения закиси-окиси урана с 0,6-0,63 до 0,7-0,75. Рациональные параметры БВР рассчитаны и включены в проект подготовки блока 4в-715 к ПВ (вмещающие породы – флюидальные трахидациты). Технико-экономической оценка отработки блока 4в-715 способом ПВ по сравнению с другими системами разработки показала, что отработка блока 4в-715 способом ПВ позволит получить снижение себестоимости готовой продукции на 10 % в сравнении с системой горизонтальных слоев с твердеющей закладкой и на 15 % в сравнении с системой подэтажные штреки.

Приведенные формулы расчета оптимального гранулометрического состава взорванной рудной массы (по фактору выщелачивания) и параметров БВР для достижения заданного грансостава позволяет обеспечить рациональные геотехнологические параметры (включая полноту извлечения урана) как при подземном, так и при кучном выщелачивании (Патент на изобретение № 2239783) .

Дрогой способ повышения извлечения при подземном выщелачивании урановых руд связан с додрабливанием руды после е отбойки.

Техническим результатом данной технологии является увеличение скорости выщелачивания и эффективности извлечения полезного компонента, обеспечен безопасных условий труда, снижение себестоимости выщелачивания.

Результат достигается тем, что в способе подземного выщелачивания крепких руд, включающем проходку подготовительно-нарезных выработок, скважинную м отбойку камеры на компенсационное пространство отрезной щели, отбитую руду из камеры на горизонт откатки, дробят и подают через горизонт орошения назад или перепускают в ниже расположенную камеру, руду выщелачивают и осуществляют частичный выпуск выщелачиваемой руды с последующим возвратом.

176

Опыт применения кучного выщелачивания показывает, что эффективность существенно повышается при формировании штабелей из дробленной до заданного размера руды. При этом извлечение достигает 80-85 % с одновременным сокращением времени выщелачивания кучи.

В предлагаемой технологии подземного выщелачивания замагазинированная руда выпускается из камеры, додрабливается на передвижной дробильной установке, размещенной на горизонте откатки в районе блока на исходящей струе, и снова подается обратно в камеру выщелачивания через горизонт орошения, или в ниже расположенную одновременно отрабатываемую сданной камеру.

В ходе процесса выщелачивания периодически осуществляют частичный выпуск so выщелачиваемой руды из камеры с последующим возвратом, в результате чего уменьшается возникновение каналов тока растворов, что способствует более полному извлечению полезного компонента из выщелачиваемой камеры.

Внедрение способа позволяет существенно увеличить скорость протекания процесса выщелачивания, полноту извлечения полезного компонента, уменьшить вре камеры, себестоимость извлечения металла и отрабатывать более бедные дробления отбитой руды на передвижном дробильном комплексе до необходимой кондиции.

Способ подземного выщелачивания осуществляется следующим образом.

Для подготовки камеры к выщелачиванию проводят подготовительно-нарезные выработки (рис.4.18), включающие полевые штреки 1, буродренажный штрек 2, буровой штрек 3, пройденный выше основного горизонта, формирование дучек 4, проходки заездов 5 с уклоном, рудоперепуска 6. Далее формируют отрезную щель

Отбойку камерных запасов производят комплектами веерных скважин на компенсационное пространство отрезной щели.

Выпускают замагазинированную руду из камеры через дучки на горизонт. Руду доставляют погрузодоставочными машинами до передвижного дробильной расположенного в районе блока на исходящей струе воздуха, где додрабливают до определенной величины куска и снова подают в камеру выщелачивания через roризонт орошения или перепускают в расположенную ниже выщелачиваемую камеру. После этого руду орошают раствором реагента и периодически по мере необходимости производят частичный выпуск выщелачиваемой руды с размещением ее в этой же или ниже выщелачиваемой камере.

Рис. 4.18. Проекция камеры на вертикальную плоскость

177

Рис. 4.19. Разрез камеры

По окончании подготовки, производится «обкатка» блока на воде с целью определения фильтрационных характеристик массива, а также мест возможных утечек растворов.

После проведения водобалансовых исследований блок закисляется.

Применяемые реагенты: раствор серной кислоты концентрацией 3…5 г/л, интенсивность орошения 45…50 л/ч.м2.

Выщелачивание руды ведется в фильтрационно-динамическом режиме и при достижении концентрации урана в растворе 20…30 мг/л доукрепление рабочих растворов прекращается. Блок в течение 3…4 суток промывается маточниками сорбции при подаче растворов с производительностью в 30…35 м3/ч. После этого раствор из блока выпускается, блок заполняется шахтной водой и выстаивается в течение 15…20 суток.

Продуктивные растворы из зумпфа по трубопроводу насосами	подаются на
поверхность и направляются на переработку.
Переработка продуктивных растворов:
- сорбция урана из растворов на ионообменной смоле (анионите) ВП-	IАи; АМП;
"Россион";

-твердофазная регенерация насыщенного сорбента;

-получение кристаллов АУТК (аммонийуранилтрикарбоната) – конечной продукции подземного выщелачивания;

-конверсия анионита;

Далее готовая продукции транспортируется на гидрометаллургический завод. Затаренные в герметичные спецконтейнеры кристаллы АУТК завозятся на ГМЗ автотранспортом и передаются на окончательную переработку с получением закись-окиси урана.

Достоинства системы:

1) небольшой объем подготовительных работ при системе первого типа;

178

2) благоприятные условия и достаточно высокая эффективность буро-взрывных работ как при потолкоуступной отбойке, так в особенности при отбойке минными зарядами и глубокими шпурами над кровлей;

3)исключение работ по креплению очистного пространства;

4)хорошая вентиляция очистного забоя;

5) при правильно организованном		выпуске руды, своевременном устранении
ее зависаний и хорошем надзоре за кровлей работа в достаточной степени безопасна;
6) исключается потеря рудной мелочи;		при благоприятных условиях, особенно на
тонких месторождениях,	потери руды и разубоживание могут быть весьма
незначительными;

7)сравнительно небольшой объем подготовительных работ, блогоприятные условия отбойки, сведение до минимума расходов по креплению и доставке руды определяют высокую экономность этих систем; для тонких и средней мощности месторождений системы с магазинированием являются наиболее экономичными из всех систем, а применительно к мощным и весьма мощным месторождениям они уступают только системе этажного обрушения и некоторым вариантам систем с открытым очистным пространством и комбинированным;

8)высокая интенсивность очистной выемки и быстрая подготовка;

9)наличие большого запаса руды в отбитом магазине позволяет поддерживать постоянную производительность шахты;

10)простота системы (первого типа); удобство организации цикличной работы.

Недостатки:

1) омертвление значительных средств в	отбитой руде и оставляемой часто
на продолжительное время;
2) при отбойке тяжелыми зарядами обычно	требуется устройство горизонта

дробления, а также большая затрата труда и взрывчатых веществ на вторичное

дробление;
3) при недостаточно	устойчивой	руде и	плохом	надзоре
возможны несчастные случаи	от обваливающихся глыб		и от падания рабочих в

«воронки», образующиеся в результате внезапного оседания поверхности отбитой руды; образование открытых полостей в отбитой руде наблюдается обычно при склонности руды к слеживанию, неправильном расположении рудоспусков, неправильной организации выпуска и может быть при надлежащей постановке работ сведено до минимума; строгий контроль за выпуском, тщательное наблюдение за состоянием поверхности отбитой руды после выпуска и злишков и перед входом в камеру рабочих являются обязательными условиями для предупреждения несчастных случаев;

4)возможность возгорания или самовозгорания руды;

5)при не вполне подходящих условиях, например, неровных контактах и минной отбойке или при наличии ответвлений руды в боках (при любом способе отбойки) возможны большие потери руды;

6) при недостаточно устойчивых боках возможно высокое разубоживание;

7) окисление отбитой руды в результате долгого ее лежания в магазине, вредное для некоторых видов руд; 8) невозможность выдачи руды по сортам;

179

9) образование заторов руды при выпуске в очистном пространстве, над люками и в самих люках при склонности к слеживанию и при недостаточном дроблении после отбойки.

		4.12. Системы разработки с закладкой очистного
				пространства (класс III)
	В этот класс принято относить системы, при которых поддержание боков, а									иногда
и	кровли забоя	осуществляется закладкой,					заполняющей выработанное пространство
по	мере продвигания очистной выемки, при временном оставлении свободным только
рабочего пространства у забоя.
	Закладка входит в цикл работ				в	забое и регулярно чередуется с отбойкой
руды, уборкой ее		и	другими операциями. Эта особенность систем разработки с
закладкой принципиально				отличают	их от систем разработки с открытым очистным
пространством		и с	магазинированием				руды,	при	которых выработанное
пространство иногда			также закладывается, но не по мере продвигания очистной
выемки в блоке, а после ее окончания.
	При системах		с	закладкой		крепление		применяется только в		качестве

вспомогательного или временного средства поддержания очистного пространства , сооружается нерегулярно, в отдельных местах, по мере необходимости, без сохранения постоянной конструкции и размеров крепи.

4.12.1. Горизонтальные восходящие слои с закладкой

Система применяется на тонких и средней мощности крутопадающих залежах с тектоническими нарушениями, неустойчивыми породами и средней устойчивости рудами, с включениями пустой породы.

Выемка ведется заходками снизу вверх, под рудной кровлей, выпуск производится в рудоспуски, вместо магазина руды - под ногами (настилом) находится сухая, гидравлическая или твердеющая закладка. Отбойка производится горизонтальными или вертикальными шпурами, доставка отбитой руд к рудоспуску - скреперной установкой или погрузочно-доставочной машиной. При использовании самоходной техники на

Рис. 4.20. Схема разработки горизонтальными восходящими слоями	с гидравлической
закладкой

бурении и погрузке рационально подготовку блока (лучше двух соседних блоков) осуществить наклонным съездом.

Горизонтальные слои проходят высотой 2,5-3 м, настил и рудоспуски - деревянные, закладка обычно сухая (погашение закладкой производится пневматически или метательной машиной), реже гидравлическая или твердеющая (обязательно должна быть разнопрочной: основной массив создается малопрочным, а верхняя пачка - прочнее, чтобы

180