ДОБЫЧА МЕТАЛЛОВ МЕТОДОМ ВЫЩЕЛАЧИВАНИЯ

Добыча полезных ископаемых методом «растворения» известна давно и при­меняется в широких промышленных масштабах при разработке месторождений каменной соли, серы, каолина и др.

Для всех этих ископаемых растворителем является вода, однако физико- химическая сущность процесса «растворения» для них неодинакова. Так, камен­ная соль действительно переходит в водный раствор, каолин же по существу не растворяется водой, а образует в ней взвешенную пульпу; сера в перегретой воде (до температуры 135°) образует тяжелую жидкость с удельным весом 2,0.

Во всех этих случаях, т. е. при растворении в воде, переходе во взвешенное состояние или из твердого состояния в жидкое, завершающим процессом извле­чения ископаемого служит обратный процесс — выпаривание (соль), осаждение (каолин), охлаждение (сера).

Извлечение металлов из руд методом выщелачивания также не ново. Начало его относится еще к XVI столетию, когда было установлено, что медь, содержа­щаяся в кислых рудничных водах, может быть легко осаждена из раствора желе­зом. В настоящее время в эксплуатации находятся крупные установки по извлече­нию меди из рудничных вод. Так как содержание меди в рудничных водах (в виде CuS04) достигает довольно значительной концентрации — до 3-5 г/л, а в сред­нем составляет не меньше 1 - 2 г/л, то при большой водообильности рудника ко­личество содержащейся в воде меди, безвозвратно и бесполезно теряемой многи­ми рудниками, достигает многих тысяч тонн в год.

Между тем процесс извлечения (цементации) сернокислой меди из водных растворов чрезвычайно прост и дешев.

Медь осаждается из раствора железом по реакции

в виде так называемой «цементной» меди.

Процесс осаждения производится в особых желобах, по которым рудничная вода, содержащая соли меди, протекает, непрерывно соприкасаясь с железом, или в чанах, наполнение и слив которых происходит периодически.

Наилучшим осадителем меди — «скрапом» считаются губчатое железо, об- резь трансформаторного железа и стружка. Реакция вытеснения меди из раство­ра железом происходит сравнительно медленно, поэтому чем длиннее путь, кото­рый проходит раствор в желобах, соприкасаясь с железом, или чем продолжитель­нее время реакции в чанах, тем полнее извлечение меди.

Выгрузка цементной меди из желобов или чанов производится систематиче­ски, через определенные промежутки времени. В зависимости от качества скра­па, состава рудничных вод и постановки процесса цементации в целом цементаци­онная медь содержит в среднем от 50 до 70 % чистой меди и 30 - 50 % железа, ила и других примесей. Извлечение меди из раствора составляет при правильной поста­новке работ не менее 90 % и достигает при хороших условиях 99 %. После высуши­вания цементационная медь переплавляется на заводе. Особенно вредны, снижа­ют извлечение и ухудшают качество цементной меди илистость воды и наличие в ней сульфата окиси железа Fe2 (S04)3 (рис. 8.6, см. вкл.).

Расход скрапа составляет в среднем 1,2 кг железа на 1 кг извлеченной меди.

Простота и экономичность добычи меди из рудничных вод послужили толч­ком к применению выщелачивания в качестве специального способа разработки месторождений медных руд.

Для разработки рудных месторождений методом выщелачивания необходи­мы следующие условия:

растворимость рудного минерала или соли металла в воде или слабом рас­творе серной кислоты;

проницаемость рудной массы для растворителя — наличие трещин, раздро­бленность рудной массы и возможность равномерного ее омывания растворите­лем;

отсутствие (или возможность устранения) каналов, позволяющих раство­рителю протекать по произвольному руслу, не омывая всей рудной массы;

желательно, чтобы раствор от места растворения до места осаждения ме­талла протекал самотеком и самотеком же удалялись отработанные воды, из кото­рых металл извлечен.

Из металлов только медь удовлетворяет первому условию и может извлекать­ся из руды выщелачиванием в промышленном масштабе. Руды других металлов (как, например, свинца, цинка, никеля и др.) обладают недостаточной раствори­мостью в слабом растворе серной кислоты, и вопрос о возможности их разработ­ки методом выщелачивания находится пока в стадии изучения.

В качестве объектов для разработки выщелачиванием могут быть использо­ваны: а) самостоятельно медные месторождения, не пригодные для обычных ме­тодов разработки вследствие слишком бедного содержания металла или неблаго­приятных естественных условий; б) аварийные участки с невыпущенной, но раз­дробленной рудой; в) участки, заброшенные вследствие происходящего в них го­рения руды; г) участки с оставленными рудными целиками, которые нельзя отра­ботать обычными методами; д) старые выработанные рудники с неполно извле­ченной рудой; е) отвалы медьсодержащих пород на поверхности.

Опишем один из примеров успешного применения метода выщелачивания при разработке медного месторождения.

Месторождение представляет пластообразнуто залежь с мощностью до 100 м и углом падения 50°. Рудные минералы — пирит и халькозин; содержание меди в руде от 0,8 до 1 %.

До глубины 335 м от поверхности месторождение вскрыто штольней и разра­батывалось системой этажного обрушения; содержание металла в руде оказалось недостаточным, и рудник был закрыт. За время работ очень много руды было об­рушено, но она осталась невыпущенной. Общий запас оставшейся руды оцени­вался примерно до 40 млн т при среднем содержании меди 0,88 %.

На поверхность обрушенного участка подавалось около 6 м3 воды в минуту, откуда она, омывая рудный массив и старые выработки и обогащаясь медью в виде CuS04, спускалась на штольню. В штольне было установлено два желоба сечени­ем 800 х 800 мм, длиной около 0,5 км с уклоном в сторону устья 0,5 %. Желоба име­ли двойное дно; верхнее «ложное» дно располагалось на 425 мм над основным и состояло из секций деревянных решеток с квадратными отверстиями размером 6 мм. Скрап укладывался на «ложное» дно.

Осажденная цементная медь собиралась на нижнем дне и выгружалась 1 — 5 раз в месяц.

Содержание меди в воде 0,2 %; извлечение достигло 97 %. Содержание ме­таллической меди в «цементной меди» до 80-90 %. Расход железного скрапа со­ставил 1 кг на килограмм извлеченной меди. Годовая добыча составила до 3000 т металлической меди. Полная стоимость 1 кг меди в несколько раз ниже, чем при обычных методах разработки и плавки.

Высокий экономический эффект выщелачивания на данном руднике объяс­няется особо благоприятными условиями, хорошей раздробленностью руды, рас­творимостью меди и, что не менее важно, наличием естественного стока воды и отсутствием расходов по ее откачке на поверхность.

На другом руднике применение метода выщелачивания было вызвано обедне­нием части рудного тела в верхних горизонтах и оставленным там большим коли­чеством руды с содержанием меди 0,6 — 1 %.

Для подготовки к выщелачиванию были проведены значительные подземные работы — сеть горных выработок и водоудерживающих сооружений.

Вода на обрушенную руду подавалась равномерно по трубам, проложенным в штреках, и стекала на основной горизонт, откуда перекачивалась двумя насосами производительностью 75 м3/ч на поверхность.

Наблюдением было установлено, что через некоторое время в руде начинали образовываться каналы, по которым вся вода спускалась вниз, не омывая или сла­бо омывая массив. Система оросительных труб была тогда перенесена на новое место, и орошение оставленного участка возобновлено только спустя два месяца. Содержание меди в растворе резко повысилось, а затем, в результате образования обособленных каналов, снова упало.

На основании этого был разработан определенный режим орошения: ороше­ние участка продолжалось всегда до тех пор, пока содержание меди в воде не па­дало ниже 0,4 %; после этого оросительную систему переносили на новый участок. В перерывах между орошениями каналы закрывались сами собой.

Осаждение меди из воды производилось в специальной установке, состоящей из двух секций нескольких коротких желобов.

Были достигнуты следующие показатели: содержание меди в воде 0,923 %, из­влечение меди при цементации 99,14 %, расход скрапа на 1 кг меди 1,15 кг, содер­жание меди в осадке 87,26 %.

Наиболее широкое применение технология выщелачивания находит при раз­работке месторождений урана. В последние десятилетия этот метод начал широко использоваться при освоении россыпных месторождений золота.

Способ подземного выщелачивания позволяет исключить целый ряд дорого­стоящих и трудоемких процессов: вскрытие и подготовку при скважинных систе­мах, очистную выемку и транспортировку руды на значительные расстояния, обо­гащение ее на фабриках, хранение отходов производства в специальных шламох- ранилищах и т. п. Кроме того, он частично или полностью избавляет человека от тяжелого труда под землей и представляет собой технологический процесс с вы­сокой культурой производства.

При подземном выщелачивании (ПВ) металлов из пористых рудоносных по­род (водопроницаемых, но не растворимых) необходимо обеспечить движение реагента непосредственно по трещинам, порам и капиллярам рудоносных пород. В этом случае извлечение металла, содержание которого составляет доли процен­та общего количества породы, происходит не путем его простого растворения (как при геотехнологической разработке соляных месторождений), а в результате хи­мических реакций ионного обмена в процессе управляемого движения реаген­та через массив с естественной проницаемостью или предварительно разрушен­ную различными способами, отбитую и замагазинированную руду в недрах. В ре- : vльтате выщелачивания во многих случаях практически не происходит измене­на структуры металлосодержащих пород, которые остаются на месте залегания.

В настоящее время используются скважинные, подземные и комбинирован­ные системы разработки урановых месторождений выщелачиванием.

По характеру движения растворов реагента при выщелачивании металлов = ыделяюттри гидродинамические схемы: фильтрационная, инфильтрационная и ггульсационно-статическая.

Фильтрационная схема ПВ металлов основана на использовании постоянно­го или периодически дей-ствующего потока раствора реагента, заполняющего все трещины и открытые поры руд. Движение (фильтрация) раствора происходит за счет разности напоров у раствороподающих (закачных) и раствороприемных (от- начных, дренажных) устройств.

Инфильтрационная схема основана на использовании инфильтрационного потока раствора реагента, движение которого по рудному телу (отбитой и зама- газинированной руде) происходит под действием сил гравитации от ороситель­ных устройств к дренажным. Эта схема применима только при выщелачивании металлов из равномерно водопроницаемых руд. Поэтому она получила наиболь­шее распространение при подземном выщелачивании предварительно отбитых и замагазинированных руд в камерах, а также при кучном выщелачивании. При этом раствор не заполняет полностью пустоты в отбитой руде, как при выщелачи­вании по фильтрационной схеме, а лишь смачивает и покрывает тонкой пленкой поверхность отдельных кусков и заполняет капилляры. Только в нижней части ка­мер формируются фильтрационные зоны.

Пульсационно-статическая схема заключается в периодическом затоплении заполнении) выщелачивающим реагентом руд в естественном залегании, отрабо­танных пространств в рудниках или специально подготовленных камер с замага- зинированной рудой с по-следующим сбором продукционных растворов. Такой способ в практике обогащения руд известен под названием иммерсионного.

Как указывалось, одной из важнейших предпосылок при организации разра­ботки месторождений способом ПВ является присутствие полезного компонента в рудах в легкорастворимой форме, способной переходить в слабые растворы ми­неральных или органиче-ских кислот, соды, солей. С этой точки зрения все ура­новые руды условно можно подразделить на три основные минеральные группы:

руды, из которых извлечение урана при ПВ в раствор без применения окис­лителей затруднительно. В таких рудах уран находится в основном в восстанов­ленной (четырехвалентной) форме в виде окислов U02+x, имеющих кубическую решетку, хорошо раскристаллизованных (уранинит), колломорфных (урановая смолка, или настуран), а также в виде кристаллического силиката — коффинита

U (Si04) t _4 (ОН)4 и др.;

руды, в которых уран находится в основном в шестивалентном состоя­нии и при ПВ легко переходит в кислотные и щелочные растворы. Это руды, содержащие гидроокислы [скупит U02(0H)2H20 и др.], окисленные соедине­ния [минералы уранила; ванадаты — карнотит K2(U02)2(V04)2 х ЗН20, тюямунит Ca(U02)2(V04) х 8Н20 и др., фосфаты — отенитСа(1Ю2)2(Р04)2х 10Н20, торбернит Cu(U02)2(P04)2 х х 12Н20 и др., силикаты — уранофан Ca(U02)2(Si207) х х 6Н20 и др.]. К группе легковыщелачивающих минералов относится урановая чернь, пред­ставляющая собой порошковатую тонкозернистую разновидность нестехиоме- трических окислов урана U02+x- обладающих кубической решеткой. Процесс пе­рехода урана из урановой черни в раствор происходит достаточно быстро, как и из любых порошковатых, тонкоизмельченных продуктов. К этой же группе отно­сится порошковатая разновидность коффинита;

3) руды, содержащие практически не растворимые в кислотах и щелочах ура­новые минералы: давидит (Fe2+, Fe3 + , U, Се, La)2(Ti, Fe3+, Cr, V)s012, браннерит (U4 + , Ca, Th, V) [(Ti, Fe)206] x nH20 и др.

Для процессов ПВ наиболее благоприятны условия, когда урановые минера­лы заполняют поры и трещины пород, образуя большие скопления с различной концентрацией и конфигурацией (сосредоточенная рудная минерализация). При этом содержание в руде урана не имеет такого значения, как при очистной выем­ке. Это объясняется тем, что способ ПВ позволяет вовлекать в рентабельную раз­работку даже небольшие рудные залежи с бедным и забалансовым для обычных способов разработки содержанием урана.

В настоящее время способом ПВ разрабатываются месторождения урана раз­личных генетических типов. При этом в зависимости от природного состояния рудного массива (водопроницаемости и физико-механических свойств руд, мощ­ности и элементов залегания рудных тел и др.) даже на месторождении одного ге­нетического типа могут применяться различные способы подготовки руд к выще­лачиванию и различные системы разработки.

Применительно к подземным системам выщелачивания урана руды различ­ного генезиса по степени водопроницаемости и пористости с учетом растворимо­сти урановых минералов, а также существующих и возможных (развивающихся) средств разрушения массива можно разделить на три основные группы.

Первая группа — руды с поровой и порово-трещинной водопроницаемостью, имеющие коэффициент фильтрации 0,05- 10 м/сут и эффективную пористость более 5-8 %. К ним относятся руды, приуроченные к пескам и песчаникам мно­гих пластовых гидрогенных месторождений урана, а также руды, локализованные в зонах интенсивной трещиноватости метаморфогенно-осадочных и магматиче­ских пород. Главная особенность руд первой группы в том, что они не требуют спе­циальной горной подготовки (разрушения массива, отбойки и магазинирования). Высокие пористость и водопроницаемость позволяют осуществить процесс ПВ в массиве естественного залегания.

Вторая группа — руды в основном слабоводопроницаемые, с коэффициентом фильтрации в пределах 0,05 - 0,005 м/сут и эффективной пористостью в пределах 3 - 5 %. Они приурочены обычно к тонкозернистым глинистым песчаникам, алев­ролитам, конгломератам, сланцам и т. п.

В этих рудах процесс ПВ в массиве естественного залегания протекает весь­ма медленно, неэффективно. Кроме того, руды второй группы, как правило, об­ладают неоднородными фильтрационными свойствами. Это приводит к неравно­мерному во времени выщелачиванию отдельных участков рудных тел и затрудня­ет получение кондиционных продукционных растворов в течение всего периода процесса.

Третья группа— руды весьма слабоводопроницаемые, с коэффициентом фильтрации менее 0,005 м/сут и эффективной пористостью менее 3 %. Они мо­гут быть приурочены к плотным осадочным, метаморфогенно-осадочным и маг­матическим породам. При этом иногда рудный массив может быть осложнен по­слойными и секущими разрывными тектоническими нарушениями с оперяющи­ми трещинами, скорость фильтрации растворов реагента по которым может до­стигать нескольких десятков метров в сутки.

Соответственно с этим особенностями геологиче-ского строения месторож­дений выбирают одну из трех приведенных выше гидродинамических схем (филь­трационную, инфильтрационную или пульсационно-статическую).

Фильтрационная схема нашла применение при разработке рудных тел раз­личной мощности, представленных пористыми и трещиноватыми, однородными и неоднородными, обводненными и необводненными породами с различными эле­ментами залегания.

При выщелачивании используют фильтрационный поток реагента, подавае­мого в нагнетательную выработку или скважины под напором. Это обеспечива­ет полное закисление и выщелачивание руд, заключенных в блоке, на всем пути фильтрации раствора реагента от нагнетательных устройств к дренажным.

С учетом особенностей строения рудного массива, фильтрации растворов и расположения в разрабатываемом блоке нагнетательных и дренажных горных выработок (скважин) в этой группе можно выделить три технологические схемы:

с линейным расположением нагнетательных и дренажных горных вырабо­ток (скважин);

с контурным расположением дренажных горных выработок (скважин) (рис. 8.7, см. вкл.);

с секционной подачей и приемом растворов в щели (пучки, веера скважин).

Инфильтрационная схема ПВ получила самое широкое распространение и от­личается большим разнообразием вариантов. По характеру горноподготовитель­ных и буровзрывных работ, способам подачи и приема растворов можно выделить варианты:

с отбойкой и магазинированием руд в обособленных открытых камерах;

с посекционной отбойкой при сплошном магазинировании руд в открытых камерах;

с отбойкой и магазинированием руд в обособленных закрытых камерах (рис. 8.8, см. вкл.);

с посекционной отбойкой при сплошном магазинировании руд в закрытых камерах.

Пульсационно-статическую схему подземного выщелачивания урана из от­битых руд в камерах применяют в тех случаях, когда вмещающие породы яв­ляются весьма слабоводопроницаемыми, практиче-ски водонепроницаемыми или есть возможность исключить утечки растворов с помощью искусственных противофильтрационных завес. Иногда в таких камерах вместо пульсационно- статического режима используют фильтрационный режим выщелачивания. Для этого камеры по периметру или на отдель-ных участках (в зависимости от кон­кретных условий) оборудуют дренажными скважинами. Размеры блоков выбира­ют с таким расчетом, чтобы, во-первых, запасы руды в оставляемых оконтуриваю- щих целиках были невысокими и, во-вторых, имелась возможность быстро запол­нить и разгрузить их от растворов. Мощность магазинируемых руд в блоках, как правило, не превышает 8 — 10 м; при большей мощности обычно применяют ин- фильтрационную схему выщелачивания.

В зависимости от физико-механических свойств, элементов залегания руд и способа горной подготовки блоков можно использовать несколько вариантов вы­щелачивания в обособленных камерах, оконтуренных слабофильтрующими це­ликами.