Содержание к диссертации
Введение
1. Шахтное подземное выщелачивание металлов, цель, задачи и методы исследований 10
1.1. История подземного выщелачивания металлов 10
1.2. Системы ШПВ с магазинированием руды 12
1.3. Системы ШПВ с обрушением руды 22
1.4. Управление процессами выщелачивания 39
1.5. Цель, задачи и методы исследований 60
2. Исследование влияния внешней среды на процессы выщелачивания : 64
2.1. Исследование перспектив увеличения сырьевой базы 64
2.2. Исследование влияния локализации руд на параметры вьпцелачивания 69
2.3. Исследование условий опытного участка выщелачивания 73
2.4. Перспективы увеличения запасов руд для выщелачивания 83
2.5.Исследование возможности селективного разупрочнения горных пород 85
Выводы по главе 2 97
3. Исследование параметров выщелачивания металлов 98
3.1. Исследование физико-механических свойств руд и пород 98
3.2. Исследование качества проходки горных выработок 109
3.3. Исследование параметров скоростного вскрытия запасов руд 142
3.4. Исследование параметров дробления руд для выщелачивания 149
3.5. Исследование закономерностей распределения металла в руде 160
Выводы по главе 3 165
4. Методология проектирования геотехнологий 166
4.1. Организация проектирования геотехнологических рудников 166
4.2. Гибкое проектирование технологий выщелачивания 181
4.3. Проектирование отработки недостаточно разведанных руд 200
4.4. Проектирование параметров технологических процессов 205
4.5. Проектирование схем выщелачивания металлов из бедных руд 233
Выводы по главе 4 242
5. Организационно-экономические аспекты подземного выщелачивания руд 244
5.1. Конкурентоспособность российской минерально-сырьевой базы 244
5.2. Структура мирового и российского рынков свинца и цинка 259
5.3. Оценка инвестиционных проектов с учетом риска 270
5.4. Перспективы инвестиционных проектов эксплуатации не полностью разведанных месторождений 288
5.5. Методика риск-анализа технологической безопасности ШПВ 298
Выводы по главе 5 317
Заключение 318
Литература 321
- Системы ШПВ с магазинированием руды
- Исследование качества проходки горных выработок
- Проектирование параметров технологических процессов
- Методика риск-анализа технологической безопасности ШПВ
Введение к работе
З
Актуальность диссертационной работы. Начиная с 1991 г., цветная металлургия России испытывает трудности, связанные с общим кризисом экономики страны С 1990 по 1998 г. добыча руд цветных металлов снизилась на 42 %, производство свинцовых концентратов - на 3,9 %, а цинковых - на 23 %.
Уменьшение запасов полиметаллических руд, залегающих в благоприятных горно-геологических и экономико-географических условиях с одной стороны, и постоянное возрастание потребности промышленности в свинце и цинке - с другой, предполагают в проектирование и освоение рентабельных методов добычи ранее не осваиваемых запасов бедных и забалансовых полиметаллических руд и рационального использования недр на действующих полиметаллических рудниках.
Одним из путей успешного решения такой задачи является проектирование и широкое использование способов подземного выщелачивания при разработке скальных полиметаллических месторождений. Об этом свидетельствует накопленный на урановых рудниках Минсредмаша СССР опыт применения технологий разработки месторождений полезных ископаемых специальными способами.
Широкому внедрению технологий шахтного подземного выщелачивания на скальных полиметаллических месторождениях препятствует не только недостаточное соответствие геологического и геохимического состояния горных объектов возможностям технологий, но и недостаточная разработка теоретических основ проектирования горнотехнических систем, ориентированных на возможность выщелачивания металлов в условиях неполного изучения геологии сложноструктурных месторождений.
Вследствие этого проектирование и подготовка залежей, дробление и магазинирование полиметаллических руд и их выщелачивание производятся без учета некоторых геолого-гидрогеологических, минералогических и физико-химических особенностей полезных ископаемых и режима движения выщелачивающего реагента в раздробленной горной среде. Это приводит к удорожанию горных работ, снижению качества извлечения, потерям полиметаллов с растворами и ухудшению технико-экономических и экологических показателей работы горных предприятий.
Целью работы является разработка научно-методологических основ подземного выщелачивания бедных полиметаллических руд, обеспечивающих повышение эффективности освоения месторождений за счет оптимизации технологических параметров.
Основная идея работы заключается в ускорении сроков эффективного освоения запасов бедных полиметаллических руд при гибком проектировании горнотехнических систем шахтного подземного выщелачивания с учетом особенностей месторождений.
ПАЯ I
Основные защищаемьгетгаучные положении
Эффективность освоения месторождений бедных полиметаллических руд повышается при реализации научных и методологических основ конверсии традиционного горного производства на технологию шахтного подземного выщелачивания полиметаллов.
Повышение полноты использования недр и эффективности разработки месторождений достигается при оптимизации технологий подземного выщелачивания полиметаллических руд на стадии их закислення и выщелачивания в «жестком» и «мягком» режимах с учетом особенностей месторождений.
Сроки вовлечения запасов в эксплуатацию и качество подготовки руд к выщелачиванию корректируются скоростью проведения подготовительных горных выработок и оптимальным подбором параметров взрывных работ в соответствии со свойствами пород и руд.
Гибкая схема перехода от традиционных технологий к конверсионным и оптимизация параметров выщелачивания, в том числе на недостаточно детально разведанных участках месторождений, зависит от условий месторождений, предусматривается составом проекта разработки месторождения и корректируется в процессе его разработки.
Методы исследований: обобщение и анализ литературных источников и результатов ранее выполненных исследований, данных практики и патентной информации; научное классифицирование; теоретические обоснования; аналитические расчеты (в том числе с использованием ЭВМ); экспериментальные исследования в лабораторных (с применением физического моделирования) и производственных условиях; графоаналитические построения и технико-экономический анализ.
Обоснованность и достоверность научных положений и выводов диссертационной работы обеспечивается проведением необходимого объема теоретических и экспериментальных исследований; соответствием результатов расчетов данным лабораторных и промышленных экспериментов и практики; выполнением необходимых технологических проработок; апробацией полученных результатов и использованием основных положений работы на производстве.
Научная новизна и значимость состоит в том, что впервые:
систематизированы и уточнены методы и средства планирования и управления подземным выщелачиванием полиметаллов, базирующиеся на основе комплекса выявленных закономерностей, происходящих как на стадии подготовки блоков, так и в процессе выщелачивания полиметаллов, проявляющиеся во взаимовлиянии геологических, технологических, экономических и организационных факторов и позволяющие повысить эффективность освоения запасов бедных полиметаллических руд;
обоснованы методы оптимизации крупности минеральных отдельно-стей при скоростном проведении горных выработок и установлены основные факторы, влияющие на качество дробления;
выявлены зависимости селективного разупрочнения полиметаллических руд и вмещающих пород от их минерального состава и параметров взрыва для повышения качества и конкурентоспособности продукции;
предложены эффективные методы сбора продуктивных растворов выщелачивания полиметаллов из руд;
определены оптимальные технологические параметры процесса шахтного подземного выщелачивания полиметаллов и отмывки кеков по окончании основного процесса;
разработаны научные и методологические основы проектирования горнотехнических систем рудников подземного выщелачивания на недостаточно детально разведанных полиметаллических месторождениях;
разработаны методы и средства эффективного использования инвестиций в организацию получения полиметаллов технологиями подземного выщелачивания, с учетом изменения содержания полезных компонентов в рудах, реакций растворения и осаждения металлов, состава руд и пород, их проницаемости, а также геомеханического состояния массивов.
Практическая ценность работы заключается в том, что полученные результаты позволяют:
обосновать стратегию развития минерально-сырьевой базы за счет вовлечения в разработку бедных месторождений и рудопроявлений;
разрабатывать на основе установленных условий эффективного освоения бедных полиметаллических месторождений методом шахтного подземного выщелачивания новые технологические решения, обеспечивающие существенное повышение эффективности добычи металлов;
увеличить интенсивность добычи и переработки полиметаллов;
повысить рентабельность разработки некондиционных запасов месторождений скальных полиметаллических руд.
Личный вклад автора состоит: в постановке задач, их решении и анализе полученных результатов; в разработке систематизации сбора продуктивных растворов выщелачивания полиметаллов из руд; в обосновании научных и методологических основ проектирования организационных структур рудников шахтного подземного выщелачивания на недостаточно детально разведанных месторождениях; в выявлении зависимостей, характеризующих динамику инвестирования получения полиметаллов методом подземного выщелачивания.
Реализация результатов работы. Рекомендации по проектированию рудника подземного выщелачивания полиметаллов из бедных и забалансовых руд приняты для реализации Джимидонской горнорудной компанией. Основные результаты диссертации вошли в учебное пособие и используются при проведении лекций, лабораторных и практических работ (МГГУ, РУДН, СКГМИ, ЮРГТУ).
Апробация работы. Основные результаты диссертационной работы догладывались на научных семинарах СКГМИ (ГТУ) (1970-2004 гг.), на
научных симпозиумах - Неделе Горняка МГГУ, ИПКОН РАН (2000-2004 гг.), на всесоюзных научно-технических совещаниях Минцветмета СССР (1974-1975 гг.), на Международном горном форуме «Новые техники и технологии в разработке подземных месторождений» - г. Щирк - Краков, Польша (2004 г.), на Международных конференциях «Государственная экологическая экспертиза и оценка воздействия хозяйственной деятельности на окружающую среду» Москва, кафедра ЮНЕСКО (2001 г.), «Устойчивое развитие горных территорий: проблемы регионального сотрудничества и региональной политики горных районов», Владикавказ (2001 г), «Ресурсовоспроизводящие. малоотходные и природоохранные технологии освоения недр», Москва (2002-2003 гг.), «Геоинформатика, геодезия, маркшейдерия», Донецк, Украина (2003 г.), «Новые идеи в науках о Земле», Москва (2001, 2003 гт.), «Геотехнология: нетрадиционные способы освоения месторождений полезных ископаемых», Москва (2003 г.), «Стратегия развития минерально-сырьевого комплекса в XXI веке», Москва (2004 г.), «VI Международной выставки и конференции «Золото 2004. Золотодобывающая промышленность России. Проблемы и перспективы», Москва (2004 г.), «Комбинированная геотехнология: развитие способов добычи и безопасность работ», Магнитогорск (2003 г.), «Энергосберегающие и природоохранные технологии», Улан-Удэ (2003 г.), на IV Конгрессе обогатителей стран СНГ, Москва (2003 г.), на Международном совещании «Направленное изменение физико-химических свойств минералов в процессах обогащения полезных ископаемых (Плаксинские чтения), Петрозаводск (2003 г.), на симпозиуме «Геология, генезис и вопросы освоения комплексных месторождений благородных металлов», Москва (2002 г.), на Республиканской научно-практической конференции «Пути решения актуальных проблем добычи и переработки полезных ископаемых», Якутск (2003 г.), на совещании правительства республики Северная Осетия-Алания, Владикавказ (1999-2001 гг.), на научно-технических совещаниях РАО «Норильский никель» (1980-2004 гг.) и Джимидонской горнорудной компании (2001,2002 гг.).
Диссертационная работа выполнена по гранту РФФИ №99-05-65238 (руководитель - д.т.н., проф. А.Е. Воробьев) и в соответствии с планом научно-исследовательских работ РАО «Норильский никель», Джимидонской горнорудной компании и СКГМИ (ГТУ).
Публикации. По результатам выполненных исследований опубликовано 49 работ (10 статей - в периодических изданиях, рекомендованных ВАК России), в том числе 8 коллективных монографий, 12 авторских свидетельств и патентов на изобретения.
Объем и структура работы. Диссертационная работа состоит из введения, 5 глав, заключения и содержит 342 страниц машинописного текста, 61 таблицу, 96 рисунков и список литературы из 227 наименований
Системы ШПВ с магазинированием руды
Достоинство системы ШПВ с магазинированием руды (табл. 1.1) заключается в том, что отбитая и магазинированная руда выполняет функции платформы для дальнейшего обеспечения горных работ, а после окончания процесса магазинирования — средством поддержания вмещающих пород, вместе с блоковыми и междуэтажными целиками (если они оставляются).
Как и при традиционной подземной разработке, система с магазинированием применяется в устойчивых скальных рудах, мощностью 0,5-5 мис углом падения не менее 60$ [46]. Среди месторождений полиметаллических руд наиболее благоприятными для применения рассматриваемой системы являются объекты жильного типа, представленные вторичными элементами.
За рубежом подобная система применялась на урановом руднике Брю-жо [62, 103, 212], где залежь жильного типа, представленная бедными рудами, была отработана системой с блоковым магазинированием руды. Блок шахтного подземного выщелачивания был подготовлен двумя фланговыми восстающими, пройденными на расстоянии 30 м один от другого, и откаточным штреком, над которым был оставлен предохранительный целик толщиной 4,5 м(рис. 1.1).
Надштрековый целик был разбурен скважинами диаметром 32 мм по сетке 0,7x0,7 м. Всего было пробурено 145 скважин, которые располагались в три ряда.
Ураносодержащая руда в камере отбивалась мелкошпуровым способом. В итоге из магазина было отбито около 1220 т руды (с содержанием урана 0,021 %). Максимальный размер кусков горной (рудной) массы не превышал 400 мм, причем удельное количество кусков размером менее 50 мм составило порядка 20 %.
Откаточный штрек в пределах блока ШИВ был огражден бетонными гидроизоляционными перемычками и использовался в качестве резервуара для сбора просачивающихся через отбитую (выщелачиваемую) руду продуктивных содержащих уран растворов. Из него с помощью насоса обогащенные ураном продуктивные растворы подавали в приемную емкость, расположенную на верхнем горизонте.
Орошение велось непрерывно, в течение 86 суток, с интенсивностью -1,3 м7час, при концентрации серной кислоты в рабочих растворах равной 10 г/л. В отдельные периоды концентрация урана в растворах достигала 14-20 г/л Расход технологических растворов составил 2,125 м3/т руды, а удельный расход серной кислоты - 20 кг/т руды.
В результате отработки запасов камеры было извлечено 167,3 кг урана, а 35 кг - потеряно вместе с продуктивными растворами из нижнего раство-росборника.
Другим примером использования данной системы разработки может служить опытно-промышленный блок шахтного подземного выщелачивания, отработанный на одном из гидротермальных месторождений, который был расположен у висячего бока рудного тела (рис. 1.2), рудовмещающая толща которого была представлена крепкими (f=8—10) слоистыми породами [62, 103,212].
Основные параметры блока следующие: длина по простиранию 60 м; высота 36 м (ближе к окончанию работы — 65 м), средняя мощность камеры ШГТВ — 20 м. Подготовительно-нарезные работы включали в себя проведение двух блоковых восстающих, штреков оросительного, бурового, дренажно-бурового и дренажного горизонта, буровых рассечек, сбоек и отрезного восстающего. Выработки оросительного бурового и дренажно-бурового горизонта имели деревянное крепление рамами НДО вразбежку; дренажный штрек отделен перемычками от выработок откаточного горизонта, почва и борта покрыты раствороупорным бетоном.
Для бурения скважин в горном массиве применяли станки НКР-100 М; при частичном выпуске работали погрузочно-доставочные машины МПДН-1 и ЛБ 125/1000; погрузка горной массы в вагоны из рудоспускных выработок осуществлялась через вибромеханизмы ПВГ.
Отбойку руды осуществляли с двух подэтажей — бурового и дренажно-бурового; обуривание производили вертикальными восходящими веерами скважин диаметром 85 мм по сетке 2,5x2,6 м (т = 0,97). Отбойка была осуществлена по схеме, классической для ШПВ — разделка вертикальной отрезной щели по центру блока вкрест его простирания и отбойка на нее вертикальных слоев массива в отступающем порядке к флангам.
Технологические особенности этой схемы:
а) после отбойки отрезной щели руда из нее была полностью выгружена (в результате этого произошло частичное обрушение прилегающих слоев массива);
б) в процессе отбойки руды схема БВР в блоке была измена — от варианта с нижней подсечкой (по а. с. СССР № 720163) пришлось отказаться и перейти на отбойку по вышеуказанной схеме;
в) частичный выпуск горной массы зачастую производился не пропорционально объемам отбиваемых слоев;
г) частичный выпуск производился только в выработках дренажно бурового горизонта. (0! В процессе проведения опытных работ в растворосборном штреке бло ка ІППВ систематически производился замер дебитов дренажных скважин. Одновременно из каждой дренажной скважины отбиралась проба продуктивного раствора на содержание полезного компонента и остаточное содер-жание выщелачивающего реагента. Орошение блока производилось как по секциям (попеременно восточная и западная половины), так и по всей его поверхности; кроме того, в середине I стадии эксперимента был подключен промежуточный горизонт орошения (на уровне бурового подэтажа). Орошение осуществляется через скважины-оросители, пробуренные по отбитой руде горизонтально и обсаженные перфорированными трубами [116].
При анализе результатов выщелачивания днище блока ШПВ в плане было разбито по простиранию на шесть зон примерно равной площади. По данным замеров и опробования для каждой зоны определялись ежесуточный дебит, а также текущий расход реагента (по концентрациям в исходном рас творе выщелачивания, а также в продуктивном); методом средневзвешенного значения были определены итоговые результаты и их процент от общих значений по всему блоку (рис. 1.3).
При проведении контрольных выработок по замагазинированной руде [197], выполненном после окончания выщелачивания, выявлено следующее:
1) удовлетворительное дробление получено лишь в зонах, охваченных фигурами выпуска;
2) участки межштрековых целиков раздроблены неудовлетворительно (на крупные обломки размерами более 300 мм, встречались отдельности размерами около 1 м);
3) часть контура отбойки, прилегающая к бортам, практически не подвергалась дроблению (концевые части скважин, оконтуривавших блок, не проработали массив).
Исследование качества проходки горных выработок
Качество оконтуривания горных выработок, проходимых для целей ШПВ, определяет уровень технологической трещиноватости и связано с утечкой растворов выщелачивания, поэтому является актуальной задачей.
При проходке горных выработок наибольшее распространение получили методы контурного взрывания с последующим оконтуриванием выработки продольными шпурами. На эффективность оконтуривания выработок продольными шпурами, наряду с геологическими факторами (трещинова-тость, крепость, устойчивость и т.п.), сильное влияние оказывают следующие параметры буровзрывных работ [7, 25, 33, 34, 37, 39, 94, 199]: диаметр и глубина оконтуривающих шпуров; расстояние между оконтуривание шпурами; величина ЛНС; диаметр и конструкция заряда; коэффициент сближения шпуров; величина удельного заряда; тип применяемого ВВ.
При рассмотрении влияния каждого из вышеперечисленных факторов на качество оконтуривания выработок за критерий оценки эффективности оконтуривания горных выработок примем величину линейных отклонений фактического контура выработки от проектного [18, 40].
Геологические факторы. Как показали исследования, из многочисленных геологических факторов наибольшее влияние на эффективность оконтуривания оказывают прочность и трещиноватость горных пород [18, 36].
Для оценки крепости горных пород при определении оптимальной величины заряда ВВ в оконтуривающих шпурах в качестве критерия был предложен показатель взрываемости горных пород Vmax [38], который изменяется (табл. 3.4) в широких пределах (от 0,8 до 26 см3).
Основными параметрами, влияющими на качество оконтуривания обнажений, являются: ширина трещин г; угол встречи поверхности трещины и поверхности обнажения у; угол, образуемый направлением следа трещины с направлением оконтуривающих шпуров ср и характер материала, заполняющего трещину.
Степень вскрытия трещин характеризуется глубиной вскрытия и коэффициентом вскрытия Кв:
где: Кв - коэффициент вскрытия трещин (изменяется от 0 до 1);
LB - длина вскрытого участка, см;
L-длина трещины в переделах вскрытого участка, см.
При выявлении зависимости изменения Кв и hT от ширины трещин г, последние были условно разделены на 3 категории [35]:
1) г 0,1 мм; 2)0,1 г 1 мм; 3)г 1 мм.
На рис. 3.6 и рис. 3.7 показаны полученные нами зависимости изменения коэффициента вскрытия Кв и глубины вскрытия hT от угла встречи трещин с поверхностью обнажения забоя при обычном (1) и контурном (2) взрывании.
Анализируя полученные данные можно отметить, что с ростом бри-зантности ВВ линейные отклонения фактического профиля выработки от проектного возрастают и тем интенсивнее, чем больше величина q0.
Кроме этого, тип ВВ обусловливает наполняемость шпуров, Так, при пневматическом способе заряжения гранулированных ВВ шпуры заполняются на полное сечение со средней плотностью 1,1 г/см3 [8, 164, 167, 169], при этом вместимость 1 п.м. шпура прямо пропорционально квадрату его диаметра (рис.3.8, прямая 2). Вместе с тем при заряжании шпуров 0=36- 42 мм патронами ВВ диаметром 32 мм их вместимость остается практически постоянной и равной 1 кг/м (рис. 3.8, кривая 1).
В зависимости от диаметра плотность заряжания шпуров изменяется от 0,7 до 0,98 г/см3 (табл. 3.7).
Запас энергии ВВ в единице объема - объемная энергия (произведение теплоты взрыва на плотность заряжания) при гранулите АС-8 в 1,35-1,87 раза выше, чем при амоните 6ЖВ.
Таким образом, пневматическое заряжание шпуров гранулированными ВВ позволяет расширить сетку шпуров (сократить их количество) или же при используемых параметрах БВР на 8 % увеличить КИШ.
Поскольку разрушаемый взрывом объем среды пропорционален полной энергии заряда ВВ [38], то при замене патронированных ВВ гранулитом АС-8 с механизированным заряжанием диаметр и длина шпуров не изменяются (объем зарядной полости постоянен). Отбиваемый взрывом объем горной массы целесообразно характеризовать площадью, приходящейся на один шпур, а вместо полной энергии заряда ВВ можно использовать критерий объемной энергии.
Однако следует учесть, что в продуктах детонации гранулита АС-8 образуется твердый осадок AI2O3, который поглощает часть тепловой энергии взрыва (термодинамические потери) и, соответственно, снижает эффективность взрыва. По полученным экспериментальным данным термодинамические потери энергии гранулита АС-8 составляют порядка 30 %.
Для определения удельного расхода гранулита АС-8 при замене патронированных ВВ можно пользоваться следующей формулой
Диаметр заряда и диаметр оконтуривающих шпуров. Отечественный и. зарубежный опыт показывает, что одним из способов повышения эффективности буровых работ на рудниках цветной металлургии является уменьшение диаметра шпуров при проходке горных выработок [141]. С целью оценки эффективности применения коронок уменьшенного диаметра нами были проведены промышленные испытания различных марок крестовых коронок при проходке выработок по сульфидной руде и габбро-долериту.
Результаты испытаний приведены в табл. 3.9, из которой видно, что чистая скорость бурения коронками диаметром 36 мм по руде на 20-30 % и по породе на 30-40 % выше, чем скорость бурения коронками диаметром 40мм.
В процессе бурения коронками БИ-36-22 по руде отмечено увеличение скорости бурения на 10-12 %, при уменьшении угла простирания пластин твердого сплава со ПО до 90-95 . В дальнейшем нами была выявлена зависимость изменения скорости бурения от величины проходки на одну коронку (рис. 3.9).
Анализ показывает, что уменьшение диаметра шпуров с 40 до 36 мм позволяет существенно улучшить показатели БВР при проходке выработок.
Необходимо отметить различный характер снижения скорости бурения по породе в зависимости от затупления лезвий твердого сплава для коронок разных диаметров. Так, отличаясь в начальный период бурения по скорости на 30-40 %, после проходки 10-15 п.м. скорость бурения коронками разного диаметра выравнивается. Оценка эффективности испытанных вариантов отбойки (табл. 3.10) производилась по затратам на буровзрывные работы.
Проектирование параметров технологических процессов
При перколяционном выщелачивании, моделирующем процесс подземного выщелачивания полиметаллических руд в лабораторных условиях, нами был применен инфильтрационно-капиллярный способ орошения, когда движение технологических растворов в рудной массе происходит в основном за счет сил гравитации.
В разных режимах перколяционного выщелачивания нами опытным путем были определены интенсивность инфильтрации и пропускная способность рудной массы. Величину интенсивности инфильтрации выражают толщиной слоя реагента, просачивающегося в единицу времени через единицу поверхности (м/сут).
На данном этапе проектирования методика исследований заключалась в следующем. Опыт проводили на смоченной растворами полиметаллической руде. Плотность орошения увеличивали до величины, превышающей пропускную способность полиметаллической руды, и через некоторое время отмечали уровень технологического раствора над рудной массой. Опыт повторяли 5 раз на разных превышениях уровня раствора над рудной массой.
По тем же замерам рассчитывали пропускную способность полиметаллической рудной массы, выражаемую в м3/сутки (л/сутки) на 1 м" площади, которая определяет максимальную допустимую плотность орошения.
Результаты интенсивности и пропускной способности полиметаллической рудной массы, полученные в нескольких перколяторах на разных технологических режимах выщелачивания приведены в табл. 4.8.
Из полученных результатов следует, что резкое изменение интенсивности инфильтрации и пропускной способности полиметаллической рудной массы наблюдается при переходе от «жесткого» режима выщелачивания к более «мягкому» режиму выщелачивания. Это связано с происходящими кольматационными явлениями: механической (обусловленной наличием сегрегации мелких частиц), временной (возникающей при закислении за счет обогащения продуктивных растворов ионами железа) и постоянной химической кольматацией (рис. 4.12).
В период закислення кислые растворы, обогащенные железом в результате реакций с породами, фильтруясь через руду, нейтрализуются новыми объемами пород за счет карбонатсоставляющих руд. Гидроксиды железа, вследствие увеличения в растворах концентрации ионов ОН", выпадают в осадок.
Согласно установленным экспериментальным данным, рН начала осаждения гидроксидов железа в зависимости от их исходных концентраций колеблется в пределах от 1,5 до 2,3 для Fe(OH)3. Полное их осаждение происходит для Fe(OH)3 - при рН=4,1 (рис. 4.13).
По результатам теоретических расчетов осаждение Fe(OH)3 должно происходить в интервале рН=2-3,5. Таким образом, интервалы осаждения, полученные по разным методикам, оказываются близкими.
Выпавшие в осадок гидроксиды, вследствие весьма рыхлого характера и очень высоких (2 - 8,5 г/л) содержаний железа в растворах, существенно ухудшают пропускную способность рудной массы, что выражается в уменьшении интенсивности просачивания растворов.
Вследствие этого, скорость фильтрации выщелачиваемых растворов в этих зонах уменьшается, а время контактирования полиметаллической рудной массы с технологическими растворами увеличивается, что создает условия для более интенсивного выщелачивания гидроксидов железа в этих зонах.
Однако последующими порциями более кислых выщелачивающих растворов, нейтрализуемыми в прогрессивно уменьшающейся степени, выпавшие гидроксиды растворяются вновь и описанные кольматационные эффекты обычно исчезают.
Согласно теоретическим разработкам технологически наиболее опасным процессом, способным вызывать практически неустранимую кольматацию, является выпадение сульфата кальция из сернокислых растворов, обогащенных ионами кальция за счет реакций с карбонатами и сульфат-ионами, возникающим при укреплении оборотных рабочих растворов H2S04. Выпадение из технологических растворов сульфата кальция обуславливается невысокой растворимостью гипса ( 2 г/л или Са около 0,58 г/л).
Таким образом, высокое содержание сульфатов в рабочих растворах и повышенная карбонатность руд и выщелачиваемых пород приводят к выпадению гипса,-который слабо растворяется в последующих-порциях технологических растворов, т.е. способен обусловить постоянную кольматацию.
Действительно на практике, в процессе выщелачивания создаются зоны, где отмечается «цементирование» рудной массы гипсом, что приводит к резкому снижению фильтрационных свойств, приводящие к снижению показателей (рис. 4.14).
Это характерно для «мягкого» и перехода от «мягкого» к «жесткому» режимам выщелачивания, однако при воздействии не менее 2-3 сут на загипсованную рудную массу выщелачивающим раствором с концентрацией кислоты не менее 15 г/л происходит разрушение гипсового «цемента» и восстановление фильтрационных свойств.
Отрицательно влияет на фильтрационные свойства наличие в полиметаллической рудной массе хоть и небольшого количества, но все же имеющегося мелкого (0-5 мм) класса (рис. 4.15), который под воздействием фильтрующихся выщелачиваемых растворов концентрируется в определенных зонах блока ШПВ и создает относительно, общей проницаемости слабопроницаемые зоны.
Наличие в полиметаллической горной массе участков с разной степенью уплотнения может привести (при небольших удельных расходах растворителя) к потере металлов, так как в этом случае выщелачивающие растворы образуют каналы в разрыхленных участках и мигрируют по ним, а чрезмерно уплотненные зоны остаются не проработанными (рис. 4.1.6).
Особенно нежелательно образование подобных зон разной плотности с точки зрения потерь полиметаллов и повышенного расхода реагента при способе подачи растворов через точечные источники орошения рудной массы в блоках ШПВ.
В этом случае области окисления и вымывания полезного компонента пропорциональны количеству подаваемых выщелачивающих растворов и плотности упаковки частиц полиметаллической руды. Увеличение первого из них приводит к снижению концентрации полиметаллов -а уменьшение — к их недоизвлечению.
Методика риск-анализа технологической безопасности ШПВ
Виды риска можно квалифицировать по следующим признакам: происхождению; виду опасности; характеру и числу источников; реципиентам риска; масштабу зоны поражения и т.д.
Если отождествлять понятие риска с понятием опасности, то задача методологического плана риск-анализа и управления риском сводится к качественному определению опасностей, осуществляемому методом предварительного анализа опасностей и разработке обоснованных мероприятий с применением системного анализа опасностей, имеющего в своей основе количественную характеристику опасностей.
При исследовании геотехнологических рудников целесообразно установить качественную характеристику опасностей, для этого необходимо перейти от применения интуитивно-логических методов анализа для описания причин опасностей к определению количественных характеристик опасностей (риска) через использование количественно-качественных методов анализа опасностей. При этом проблема обеспечения технологической безопасности (ТБ) рассматривается как разность (или рассогласование) между фактическим состоянием объекта (системы) и требованиями безопасности, предъявляемым к объекту (системе).
Решение данной проблемы, т.е. устранение рассогласования Ах= I Хф - хт осуществляется вводом блоков обратных связей. Положительный блок обратной связи предназначен для корректировки нормативно-правовых актов ТБ, в соответствии с текущей политикой принятия решений по ТБ. Отрицательная обратная связь предназначена для снижения, уменьшения влияния антропогенных факторов, воздействующих на систему.
Исследуем типовые ситуации применительно к задаче формирования функции риска, как последняя трактуется в математической статистике.
Для этого положим, что рассматривается некое случайное событие, которое при его реализации сопровождается потерями (ущербом) "и", измеряемым в каких-либо единицах. И пусть вероятность появления этого события равна "р". Тогда "р" и "и" есть составные части риска (R), связанного с реализацией данного случайного события.
При этом необходимо иметь в виду, что размеры возможных потерь зависят от периода фактической или намечаемой деятельности объекта. Поэтому риск должен быть соотнесен с продолжительностью функционирования объекта. В том случае, когда деятельность объекта носит циклический характер, продолжительность его функционирования может выражаться в числе циклов (операций).
Техногенный риск, обусловленный неблагоприятным случайным событием определенного типа в ходе ШПВ, выражается формулой:
Следующий шаг - выбор формулы для риска. Надо отметить, что имеются разные подходы к вычислению риска. Чаще всего риск выражается с помощью скалярного произведения вектора усредненных значений потерь от разных аварий на вектор ожидаемых частот этих аварий.
Последствия аварий обычно оцениваются числом летальных исходов. Поэтому в последнее время активно обсуждается вопрос о том, что, рассчитывая риск для людей, следует принимать во внимание не только смертельные случаи, но и такие последствия для здоровья людей как инвалидность, временную потерю трудоспособности, объективно фиксируемые отклонения здоровья от нормы и т.д.
Индивидуальный риск обычно выражают графически в виде контуров и профилей, а групповой - с помощью F-N-кривых, связывающих накопленные частоты аварий с числом погибших.
Рассмотрим различные модели оценки риска.
Модель, использующая распределение Вейбулла-Гнеденко: q(D) = 1 -ехр (- aDb), где числа а и b определяются при обработке имеющихся статистических данных, причем чем полнее данные, тем точнее можно определить соответствующие коэффициенты.
Линейно-квадратическая модель имеет вид: q(D) = aD + bD2, где коэффициенты определяются также по данным статистических исследований.
Для того чтобы использовать понятия риска для оценки геотехнологического предприятия, технологических процессов, необходима разработка критериев, устанавливающих уровни приемлемости риска.
Любой вид сопряженной с риском деятельности приемлем лишь в том случае, если польза от этой деятельности будет явно превышать сумму всех отрицательных последствий. С экономической точки зрения, риск можно считать оправданным, если
Второй принцип называется принципом оптимизации и предусматривает упреждение способа минимизации затрат, на которые может пойти общество с целью реализации данного вида деятельности. Минимальные расходы получаются путем суммирования стоимости вреда для здоровья людей, стоимости ущерба, наносимого окружающей среде, и расходов на защиту людей и окружающей среды и последствий данного вида деятельности.
Данный принцип гласит: при любой ситуации вредные воздействия не должны превышать самых низких уровней, каких можно достичь только с учетом экономических и социальных факторов.
Использование в законодательстве параметров риска требует точного количественного определения максимально допустимого и пренебрежимо малого риска. В большинстве стран Европы индивидуальный риск, которому подвергается население, считается пренебрежимо малым, если его уровень не превышает значения 10"6 за год. В Нидерландах данный уровень риска является максимально допустимым, а пренебрежимо малый зафиксирован на уровне 10"8 за год. В США индивидуальный допустимый риск 10"6 установлен для всей жизни человека, средняя продолжительность которой считается равной 70 годам. Следовательно, ежегодный допустимый риск составляет 10" 6/70 = 1,43 10"68 за год. В России максимально допустимый индивидуальный риск для населения принят равным 5-Ю"5 за год, что в 50 раз превышает уровень пренебрежимо малого риска.
Методы системного исследования риска на геотехнологическом руднике включают анализ возможных последствий аварий (АП), оценку возможных частот или вероятностей аварий (частотный анализ - ЧА), а также прогнозирование значений риска (ПР). АП опирается на математическое моделирование сценариев развития аварий, которые могут возникнуть на объекте.
Системный анализ опасности завершается прогнозированием и оценкой аварийного риска. Эта процедура включает выбор меры риска. Меры риска различаются в зависимости от масштабов рассматриваемой зоны поражения и от реципиентов, на которые воздействуют аварии.
