Содержание к диссертации
Введение
1. Состояние вопроса. Опыт освоения отходов переработки руд медно колчеданных месторождений 9
1.1. Условия образования отходов переработки руд медно-колчеданных месторождений, их характеристика и эколого-экономический аспект 9
1.2. Технологические решения при переработке продуктов передела медно-колчеданных руд . 20
1.3. Характеристика процессов переработки сульфидного сырья физико-химическими методами и его утилизации 29
1.4. Цель, задачи и методы исследований 38
2. Научно-методический подход к проблеме комплексного освоения медно-колчеданных месторождений 42
2.1. Изыскание безотходной технологии комплексного освоения медно-колчеданных месторождений 42
2.2. Обоснование необходимости утилизации текущих хвостов обогащения медно-колчеданных руд 48
2.3. Систематизация и выбор способов интенсификации процессов физико-химической геотехнологии 61
2.4. Экологический аспект комплексного освоения медно-колчеданных месторождений в рамках единого горно-перерабатывающего комплекса 68
3. Исследование параметров технологии формирования и комплексного освоения малых техногенных месторождений, представленных тонкодисперсными отходами переработки медно колчеданных руд 75
3.1. Изучение технологических свойств гранулированных шлаков медной плавки 75
3.2. Факторный анализ процесса окомкования тонкодисперсных отходов переработки медно-колчеданных руд 78
3.3. Исследование процессов выщелачивания металлов из текущих хвостов при обеспечении доступа растворителя в массив 88
3.4. Изучение физико-механических характеристик сырья и обоснование параметров техногенного массива 97
3.5. Изыскание возможности утилизации отходов выщелачивания 106
4. Разработка технологических рекомендаций и оценка экономической эффективности освоения медно-колчеданных месторождений с использованием отходов переработки РУД 112
4.1. Технологическая схема освоения месторождения Юбилейное в рамках единого горно-обогатительного комплекса 112
4.2. Технологические параметры освоения техногенных месторождений методом кучного выщелачивания 122
4.3. Закладка камер первой очереди и технологические параметры подземного выщелачивания массива 128
4.4. Оценка экономической эффективности и экологический эффект 135
Заключение 142
Библиографический список 145
- Технологические решения при переработке продуктов передела медно-колчеданных руд
- Обоснование необходимости утилизации текущих хвостов обогащения медно-колчеданных руд
- Факторный анализ процесса окомкования тонкодисперсных отходов переработки медно-колчеданных руд
- Технологические параметры освоения техногенных месторождений методом кучного выщелачивания
Введение к работе
Длительное освоение медно-колчеданных месторождений Урала традиционными способами добычи привело к ощутимому истощению балансовых запасов и необходимости вовлечения в эксплуатацию более бедных руд, с увеличением объемов добычи, что неизбежно сопровождается ростом отходов их переработки. Так, при освоении подземным способом медно-колчеданных руд месторождений Подольской группы, будет выдано на поверхность более чем 200 млн.т руды, обогащение которой приведет к образованию около 180 млн.т тонко дисперсных отходов. Их размещение на дневной поверхности значительно ухудшит экологическую обстановку Республики Башкортостан и пограничных районов ввиду выноса пыли, сброса и миграции загрязненных стоков в природные водоемы.
В современных условиях качественно новой и принципиальной является идея замены существующего подхода к складированию отходов в хвостохранилищах на их утилизацию в подземном пространстве. Однако использованию текущих хвостов обогащения в качестве закладки препятствует присутствие в них полезных компонентов (меди 0,2-0,4 %, цинка 0,8-1,5 % и др.), эффективное извлечение которых возможно только физико-химическими методами.
Поэтому разработка технологии извлечения металлов из текущих хвостов обогащения методами выщелачивания на поверхности и в подземных условиях с последующим использованием отходов при закладке подземных камер является актуальной научно-практической задачей, решение которой позволит повысить полноту и комплексность освоения месторождений и отказаться от строительства и использования хвостохранилищ.
Целью работы является повышение эффективности освоения месторождений медно-колчеданных руд подземным способом на основе использования физико-химической геотехнологии для доизвлечения металлов из отходов переработки руд с их последующей утилизацией при закладке выработанного пространства. Идея работы заключается в том, что эффективность освоения медно-колчеданных месторождений подземным способом может быть существенно повышена за счет формирования на поверхности и в выработанном пространстве из текущих хвостов обогащения добываемых руд малых техногенных месторождений с заданными характеристиками, позволяющими доизвлекать полезные компоненты методами кучного и подземного выщелачивания, с последующей утилизацией отходов при закладке выработанного пространства.
Задачи исследований: -научно-методическое обоснование и разработка комбинированной геотехнологии на основе сочетания подземной добычи медно-колчеданных руд и выщелачивания полезных компонентов из отходов их переработки на поверхности и в подземных условиях;
- исследование закономерностей формирования технологических свойств продуктов совместной переработки текущих хвостов обогащения медно-цинковых руд и шлаков медной плавки;
- изыскание рациональных путей утилизации отходов переработки техногенных месторождений;
- обоснование параметров технологии и режимов выщелачивания меди из окомкованного медьсодержащего сырья в увязке с графиком отработки подземных первичных и вторичных очистных камер;
- оценка экономической эффективности комбинированной геотехнологии, предусматривающей формирование и комплексное освоение техногенных массивов из продуктов совместной переработки хвостов обогащения медно-колчеданных руд и свежемолотых шлаков медной плавки с использованием отходов при закладке выработанного подземного пространства.
В качестве объекта исследований была выбрана технология комплексного освоения месторождений медно-колчеданных руд Урала и отходов их переработки.
В качестве методологии исследований заложен принцип комплексного освоения недр комбинированной геотехнологией, предусматривающей технологическое сочетание подземной добычи руд и физико-химических процессов переработки отходов. При решении поставленных задач использовался комплексный метод, включающий обобщение и анализ отечественного и зарубежного опыта утилизации отходов горнометаллургического комплекса, отбор представительных проб хвостов и шлака, определение физико-механических свойств сырья, минералогические исследования, рентгеноструктурный, атомно-абсорбционный и пробирный методы анализа, лабораторный эксперимент и технико-экономическую оценку. Положения, представленные к защите:
1. Эффективность подземной разработки медно-колчеданных месторождений может быть существенно повышена при формировании на поверхности и в выработанном пространстве малых техногенных месторождений на основе использования низкотемпературного окомкования текущих хвостов обогащения и свежемолотых металлургических шлаков, позволяющих доизвлекать полезные компоненты методами выщелачивания с последующей утилизацией отходов при закладке выработанного пространства.
2. Совместное окомкование текущих хвостов обогащения медно-цинковых руд и свежемолотого медеплавильного шлака крупностью -0,044 мм в соотношении: 95 мас.% - хвосты обогащения, 5 мас.% - шлак, вода обеспечивает формирование из тонкодисперсных отходов прочных, пористых, устойчивых в кислых средах окатышей, пригодных для выщелачивания на поверхности и под землей.
3. Динамика механических свойств окатышей в процессе хранения характеризуется снижением по экспоненциальной зависимости пластичности (в течение первых трех суток на 30 %) и нарастанием прочности по линейной зависимости. Поэтому для сохранения структуры гранул укладку свежеприготовленных окатышей в кучу на поверхности необходимо производить в течение первых трех суток, пока они обладают максимальной пластичностью, а заполнение окатышами подземных камер целесообразно проводить после набора ими требуемой прочности в течение 90 суток.
4. Подземное выщелачивание окатышей, размещаемых в выработанном пространстве вторичных камер, целесообразно производить в течение всего года, а кучное выщелачивание на поверхности - в период положительных температур, при этом объемы отходов кучного выщелачивания должны обеспечить годовую потребность закладочного комплекса в заполнителе для закладки первичных камер, днища и дозакладки пустот вторичных камер.
Научная новизна работы заключается в обосновании технологии комплексного освоения месторождений медно-колчеданных руд, предусматривающей сочетание подземной добычи руд с выщелачиванием на поверхности и в подземных условиях окомкованных текущих хвостов обогащения с использованием отходов при закладке выработанного пространства, а также в разработке методики формирования техногенных массивов, обосновании параметров выщелачивания из них полезных компонентов и утилизации отходов для закладки выработанного пространства.
Достоверность научных положений, выводов и результатов обеспечивается надежностью и представительностью исходных данных, сопоставимостью результатов теоретических и экспериментальных исследований, обработанных методами математической статистики, использованием современного оборудования и апробированных методик.
Практическая значимость работы состоит в разработке технологических схем освоения техногенных месторождений, представленных тонкодисперсными текущими отходами обогащения и свежемолотыми медеплавильными шлаками, в комплексе с подземной разработкой медно-колчеданных руд камерными системами с закладкой; обосновании параметров технологии и режимов технологических процессов, позволяющих вовлечь отходы производства в эффективную эксплуатацию, восполнить минерально-сырьевую базу горнодобывающих предприятий за счет дополнительного извлечения металлов, повысить полноту и экологичность освоения недр путем использования в закладке отходов производства и отказа от строительства и эксплуатации хвостохранилищ.
Реализация работы:
Основные положения диссертационной работы приняты к использованию при . проектировании комплексного освоения медно-колчеданных месторождений Подольской группы Республики Башкортостан. Апробация работы:
Основные положения и результаты работы докладывались и обсуждались на I и II Международных научно-практических конференциях «Комбинированная геотехнология: проектирование и геомеханические основы» (Магнитогорск, 2001 г.) и «Комбинированная геотехнология: развитие способов добычи и безопасность горных работ» (Магнитогорск, Сибай, Аркаим, 2003 г.); на Международном совещании «Развитие идей И.Н. Плаксина в области обогащения полезных ископаемых и гидрометаллургии» (Чита, 2002); на Международных научных симпозиумах «Неделя горняка» (Москва, 2002, 2003, 2004 гг.); на I Международной научно-практической конференции «Проблемы открытой разработки недр и обогащения полезных ископаемых» (Республика Казахстан, Житикара, 2003 г.); на VIII Международном конгрессе обогатителей стран СНГ (Москва, 2003 г.); на Международной научно-практической конференции «Научные основы и практика переработки руд и техногенного сырья благородных металлов» (Екатеринбург, 2002 г.); на Всероссийской конференции «Экологические проблемы промышленных зон Урала» (Екатеринбург, 2003 г.); на Международной конференции «Молодежь и наука: третье тысячелетие» (Красноярск, 2002 г.); на ежегодных научно-технических конференциях МГТУ им. Г.И. Носова.
Публикации:
Результаты работы опубликованы в 8 печатных работах. Работа выполнена при финансовой поддержке РФФИ-Урал, (грант № 01-05-96415).
Объем и структура работы:
Диссертация: состоит из ..введения, 4 глав, заключения, библиографического списка из 128 наименований и содержит 155 стр., 45 рис., 32 табл. Автор выражает глубокую признательность научным сотрудникам отдела теории проектирования освоения недр ИІЖОН РАН, факультета горных . технологий и транспорта МГТУ им. Г.И. Носова и техническим специалистам ОАО «Башкирский медно-серный комбинат» за ценные советы и оказанную помощь в выполнении работы.
Технологические решения при переработке продуктов передела медно-колчеданных руд
Значительные потери цветных металлов со шлаками, достигающие 2,5-3 % от их количества в исходном сырье, определили разработку многочисленных способов их обеднения и переработки. Для большинства видов медьсодержащего сырья более выгоден пирометаллургический способ и поэтому является достаточно распространенным в мировой практике. Несмотря на непрерывное совершенствование технологии медной плавки, выход шлака, по отношению к исходному сырью, достигает 90-93 %. При этом доизвлечение меди возможно лишь в расплавленном состоянии. Такие технологии частично реализованы на медеплавильных заводах. Переработка отвальных шлаков подобными процессами является нерентабельной, а современное пирометаллургическое производство сопряжено с токсическим воздействием на людей и природную среду, что является одним из основных факторов техногенного экологического риска.
В 1981 году ОАО «Институт Унипромедь» изучалась обогатимость шлаков на двух технологических пробах Баймакского медеплавильного завода. Минералогические исследования показали, что шлаки нераскристаллизованы вследствие быстрого охлаждения и представляют собой стекло с крупностью частиц 0,1-10,0 мм. Медь и цинк в них находятся преимущественно в сульфидной форме (халькопирит, борнит, сфалерит) с размером частиц 1-20 мкм (преимущественно 1-10 мкм). Установлено, что для выделения из шлаков медного и цинкового концентратов необходимо их измельчение до 95-100 % класса крупности -30 мкм. Столь тонкое измельчение сопряжено с высокой себестоимостью передела,-не обеспечивающей его рентабельность [92]. Даже при измельчении до 100 % класса крупности -44 мкм был получен медно -цинковый флотационный продукт с содержанием меди 0,83 %, цинка 3,76 %, при извлечении соответственно 15,32 % и 11,45 %.Для извлечения из шлака меди и цинка гидрометаллургическими способами необходимо тонкое измельчение и выщелачивание в серной кислоте, что экономически невыгодно.
В работе [7] отмечается перспективность использования бактериального выщелачивания при переработке отвальных шлаков. Лабораторными исследованиями установлено, что перколяционное выщелачивание шлака позволяет получать продуктивные растворы с содержанием 2-3 г/л меди, 0,2-0,3 г/л цинка и 15-22 г/л железа. Таким образом, в настоящее время доизвлечение из шлаков цветных металлов существующими методами обогащения нецелесообразно, а методами гидрометаллургии изучено недостаточно и не имеет практической реализации. Поэтому ежегодно в шлаковые отвалы поступают сотни тысяч тонн шлака с высоким содержанием цветных и благородных металлов, которые обеспечивают формирование богатых техногенных залежей.
Сложность переработки хвостов обогащения собственно обогатительными процессами заключается в особенностях их вещественногосостава, характере вкрапленности, отсутствием необходимыхпроизводственных мощностей на предприятиях и других факторах. Однако на некоторых предприятиях разработаны и внедрены в производство достаточно эффективные технологии обогащения медьсодержащих хвостов, позволяющие получать товарные продукты удовлетворительного качества.
Ярким примером может служить вовлечение в отработкуЧеремшанского хвостохранилища Высокогорского ГОКа (г. Нижний Тагил) [80]. Предпосылками для положительной реализации таких задач как: извлечение меди в товарную продукцию, экологически безопасное складирование вторичных отходов и рекультивация нарушенных земель,. являлись наличие в составе ВГОКа флотационного отделения, способного перерабатывать в год до 800 т сырья, наличие нескольких отработанных карьеров для складирования вторичных отходов и настоятельная необходимость снижения экологической нагрузки на регион.
Проведенная технико-экономическая оценка показала целесообразность внедрения данной технологии, учитывая, что общее количество сырья в Черемшанском хвостохранилище комбината оценивается в 40 млн. тонн, со средним содержанием меди 0,22 %. Отмечается положительный экологическийэффект от реализации технологии, связанный с рекультивацией карьеров путем складирования отработанных хвостов.
Технологическая схема гравитационного выделения золота из лежалых хвостов обогащения медно-цинковых руд разработана для Гайской обогатительной фабрики [11,22]. Технологические исследования были выполнены по схеме: обогащение на винтовом шлюзе, перечистка тяжелой фракции на винтовом шлюзе, перечистка концентрата шлюза на концентрационном столе, флотация хвостов гравитации. Результаты обогащения хвостов показали, что при таком варианте возможно выделение золотосодержащего продукта с выходом 4,6 % при извлечении 24,6 % золота и его содержании 6,2 г/т. Последующей флотацией хвостов можно выделить концентрат содержащий 5,8 г/т золота и 41,1 % серебра при извлечении около 34,9 % и 44,2 % соответственно. Авторами отмечено, что внедрение технологии возможно только после ее опробования в полупромышленных и промышленных условиях.
Исследования физико-химических особенностей лежалых хвостов обогащения медно-цинковых руд Урупской обогатительной фабрики с высоким содержанием пирита, позволили разработать реагентные режимы его флотационного извлечения [62,56]. Был получен сульфидный концентрат с содержанием, серы 40,4 % при извлечении 76,8 %. Попытка сфлотировать сульфиды меди и цинка после доизмельчения не удалась, что обусловлено их тонкой вкрапленностью в пирите и не позволяет их выделить таким методом.
Анализ существующих: технологических решений по переработке хвостов обогащения медно-цинковых руд флотационными, гравитационными и комбинированными методами показал, что промышленное внедрение они находят в исключительных случаях, как в примере Высокогорского ГОКа. Выраженная контрастность свойств сульфидов меди с минералами железа,и-вмещающими породами, позволяет выделить их как самостоятельный гравитационный класс и утилизировать отходы в выработанном карьерном пространстве. В целом же, селекция техногенных сульфидов механическими методами затруднена ив промышленных масштабах такие технологии до настоящего времени не реализованы.
Обоснование необходимости утилизации текущих хвостов обогащения медно-колчеданных руд
В соответствии с выбранным в работе направлением - изысканием комбинированной геотехнологии комплексного освоения медно-колчеданных месторождений, обеспечивающей полное извлечение полезных компонентов и утилизацию отходов в подземном пространстве, необходимо обоснование необходимости и изучение возможности переработки текущих хвостов обогащения. Поэтому были изучены процессы, протекающие в хвостохранилищах весь срок освоения медно-колчеданного месторождения. Такой подход позволяет наглядно проследить процессы природного преобразования хвостов с неизбежной потерей качества сырья и научно обосновать настоятельную необходимость их своевременной утилизации. Изучение вещественного состава сырья техногенных образований проводилось по пробам Старогоднего и Нового хвостохранилищ ОАО «Башкирский медно серный комбинат», а также хвостов текущей переработки руды Сибайской обогатительной фабрики. Условно их можно разделить на три технологические группы: хвосты текущей переработки руды, лежалые в водной среде хранилища и выветрелые. Для представительных проб каждого типа хвостов был проведен анализ гранулометрического состава. Характеристики крупности; хвостов различного срока хранения приведены на рисунке 2.3. Анализ характеристик показывает, что с течением времени происходит конгломерация зерен. Так хвосты текущей переработки руды, измельчаемой на Сибайской обогатительной фабрике до крупности 90 % класса -0,044 мм представлены преимущественно этим классом. Крупные зерна, размером +0,074 мм в этом материале присутствуют в небольших количествах. В действующем хвостохранилище наблюдается увеличение крупности минеральных зерен, и в старогоднем хвостохранилище доминирует класс +0,25 мм, выход этого класса составляет 65%. Минеральный состав хвостов изучался при помощи бинокулярной лупы. Характер вкрапленности и раскрытие сростков изучались на электронном оптическом приборе SIAMS - 600 [31]. Минеральный состав хвостов текущей переработки слагает сульфидная фракция состава: пирит - 95 - 98%; халькопирит - около 1,5%; сфалерит - 2 -2,5%. Кроме рудных минералов встречается кварц и полевые шпаты, которые составляют 0,25 часть этой пробы. Все рудные минералы без явных признаков окисления на поверхности зерен и их обломков (рис.2.4). Большинство зерен представляют собой изометричные мономинеральные обособления. Часть зерен (10 - 15%) - срастания пирита и халькопирита. Последний образует эмульсионные вростки в эти срастания размером 0,005 - 0,015 мм. Выявление закономерностей распределения основных компонентов в пробе по классам крупности проводилось химическим анализом в лаборатории БМСК. Проба текущих хвостов была рассеяна на классы: +0,074, -0,074 + 0,044 и -0,044 + 0 мм. Для каждого класса крупности методом химического анализа определялось содержание меди, цинка, серы и железа, после этого рассчитывалось распределение ценных компонентов по классам. Распределение меди, цинка, железа и серы по классам крупности для хвостов текущей переработки руды представлено в таблице 2.1. Таблица 2.1 Распределение основных компонентов по классам крупности в хвостах текущей Рис2.5. Сростки пирит - халькопирит (а) и халькопирит - сфалерит (б) в текущих хвостах Сибайской обогатительной фабрики. Крупность зерен -0,044 + 0 мм. Хвосты обогатительных фабрик представляют собой тонкодисперсную минеральную массу, со значительным содержанием меди, цинка, железа, других металлов и серы. При этом основная часть ценных компонентов сосредоточена в классе -0,044 мм, который теряется с хвостами флотации на 84%. Все рудные и нерудные минералы этой технологической группы хвостов находятся в первичном виде, без признаков окисления их поверхности. Вкрапленность минералов меди и цинка в пирите микроскопическая и субмикроскопическая, от единиц до десятков микрон.
В результате хранения хвостов текущей переработки в водной среде хранилища, в их минеральном составе происходят существенные изменения. Соотношение сульфидной фракции к нерудным минералам сокращается до 1: 3, следовательно, количество сульфидов в пробе уменьшается (рис.2.6.). Минералы начинают окисляться. Поверхность зерен пирита и халькопирита становится более пористой. На поверхности пирита прослеживаются гидроксиды железа. По трещинам и контурам зерен халькопирита развивается ковеллин. Границы между замещаемыми и замещающими минералами неровные, коррозионные. Присутствуют единичные зерна борнита. Фазовый анализ показал, что при общем содержании меди в лежалых хвостах 0,21%, халькопирита в нем 58%, вторичных сульфидов 17%, окисленных форм 16%, сульфатов 9%. При суммарном содержании цинка 0,52%, в виде сфалерита его 86%, окисленных форм 11%, сульфатов 3%. Рис. 2.6. Вид под бинокулярной лупой лежалых в действующем хранилище хвостов Сибайской обогатительной фабрики БМСК Химические реакции, обусловливающие образование большинства вторичных минералов, включают в себя; 1. Разложение первичных сульфидов (халькопирита, сфалерита, пирита) с образованием сульфатов металлов и свободной серной кислоты. 2, Дегидратацию сульфатов. 3. Разложение полевых шпатов и карбонатов с образование ярозита, гипса и кварца. Общеизвестно, что при хранении сульфидов в первую очередь происходит окисление минералов цинка и меди, их переход в ионную форму. Устойчивость сульфидов в условиях повышенных рН действующих хранилищ (10 -12,5) увеличивается в ряду: сфалерит -халькопирит - пирит,1Гразложение их в общем виде соответствует реакциям: Изменяется исходный минеральный состав вмещающих пород. Полевые шпаты, являясь неустойчивыми в химическом отношении минералами, разлагаются с образованием кварца и водорастворимых гидроксидов. Разложение полевых шпатов и карбонатов описывается следующими химическими реакциями: Приведенные химические реакции в общем: виде описывают техногенные процессы» происходящие в водной среде хвостохранилищ. При разложении первичных сульфидных минералов образуется большое количество свободной серной кислоты, которая расходуется на образование сульфатов и разложение вмещающих пород. Вместе с тем, водная фаза хвостохранилищ имеет высокие значения рН, т.к. оборотная вода обогатительных фабрик имеет рН равный 10-12,5. Изменение рН связано, в основном, с сезонностью. Летом : рН ниже, чем зимой, при более низких температурах. Кроме того, разложение минералов при хранении в хвостохранилищах приводит к накоплению ионов в оборотной воде. Например, за последние 15 лет концентрация сульфат иона в оборотной воде увеличилась с 1,4 г/дм до 2,5 г/дм . Непрерывное разложение минералов обусловлено протеканием химических реакций, и образованием вторичных минералов - сульфидов, карбонатов, сульфатов, гидроксидов и др.
Еще большие изменения происходят при обнажении поверхности хвостохранилища после его консервации и прекращения поступления в него пульпы с высоким значением рН. Среда постепенно закисляется. На рН водной фазы основное влияние оказывает интенсивное разложение сульфидов с образованием серной кислоты, его значение находится в пределах 2,5-4. Подобно тому, как в зонах окисления первичных руд и отвалах колчеданных месторождений сфалерит и халькопирит за счет процессов выветривания практически полностью растворяются за 15-20 лет и руда превращается в дезинтегрированный агрегат - пиритовую сыпучку [81], в хвостах происходят аналогичные процессы, только в результате они превращаются в пиритовый песчаник с сульфатным цементом. Железосодержащие сульфаты, слагающие сульфатный цемент, являются продуктами изменения мелантерита и образуются по реациям: 1) последовательная дегидратация мелантерита приводит к появлению водных сульфатов двухвалентного железа с меньшим, чем в мелантерите, содержанием воды: FeS04 5Н20 (сидеротил) - FeS04 4Н20 (розенит) -+ FeS04 Н20 (смольнокит); 2) частичное окисление Fe2+ в сернокислых растворах приводит к появлению различных сульфатов двух- и трехвалентного железа: Fe3+(SO4) 22Н20 (биллинит) и т.д.; :„. Вследствие гидролиза возможно образование устойчивых сульфатов Продукты разложения полевых шпатов. (2.4), взаимодействуя с гидросульфатами железа, образуют ярозит, так как сернокислотное разложение полевых шпатов приводит к высвобождению свободных ионов калия и алюминия. Алюминий фиксируется на поверхности хвостохранилища в виде «сульфатных цветов», либо же выносится за его пределы. Калий, реагируя с
Факторный анализ процесса окомкования тонкодисперсных отходов переработки медно-колчеданных руд
Предыдущими исследованиями установлено, что изыскание эффективных вяжущих, позволяющих получать прочные, пористые, устойчивые в кислой среде окатыши из хвостов обогащения медно-цинковых руд является перспективным направлением их утилизации. Действительно, окомкование хвостов без связующих добавок не позволяет получать прочные окатыши (рис.3.3),они обладают недостаточными физико-механическими свойствами и крайне неустойчивы в водной среде.
Рис. 3.3. Характер набора прочности окатышей из текущих хвостов обогащения без использования связующих добавок
Для подбора низкотемпературных режимов грануляции сульфидных хвостов для сернокислотного выщелачивания меди были исследованы кислотостойкий цемент и полимерные добавки «Акватрон - 6», «Акватрон - 8», DM 2072. При этом устойчивые окатыши получались только при расходе свыше 50 кг/т.
Исследования механической устойчивости полученных окатышей показали (рис.3.4), что при использовании полимеров окатыши получаются достаточно прочными, значение структурной прочности сжатия до 1,2 МПа. Однако испытания их на перколяционной установке в кислой среде не дали положительных результатов. Проведенный анализ оптического изображения на установке SIAMS-600 показал, что циркуляции выщелачивающего раствора внутри конгломерата не происходило, т.ё; окатыши получились влагонепроницаемыми.ри использовании кислотостойкого цемента были получены окатыши со значением предела прочности до 0,646 МПа. По прочностным характеристикам они вполне удовлетворяют технологическим требованиям и могут быть уложены в штабель для кучного выщелачивания. Но опыт кучного выщелачивания золота, когда в качестве вяжущего используется портландцемент, свидетельствует, что затраты на него составляют большую часть от всей себестоимости переработки окомкованного сырья. В случае выщелачивания меди ни кислотостойкий цемент, ни полимерные добавки «Акватрон» и ДМ 2072 не могут быть рекомендованы в состав шихты при грануляции тонкодисперсных хвостов обо- . гащения медно-цинковых руд.
В качестве дополнительных минеральных добавок были исследованы цеолитсодержащие глины, которые не обеспечили схватывание, и гипс. Установлено, что при использовании гипса (рис.3.5) прочность окатышей уже в момент производства составляет до 0,23 МПа и достигается устойчивость в кислых средах. Вместе с тем, такие высокие расходы вяжущего также экономически нецелесообразны, кроме этого происходит частичное экранирование поверхности структур.
При перколяционном выщелачивании окатышей с использованием различных видов связующих добавок установлено, что их устойчивость в кислых средах возможна только при высоких расходах, причем это сопровождается закупориванием пор, как во внутренней части конгломератов, так и на поверхности. Проведенный эксперимент показал принципиальную возможность получения окатышей из хвостов обогащения медно-цинковых руд, устойчивых в серной кислоте и пригодных для сернокислотного выщелачивания. Кроме того, был установлен положительный эффект для физико-химической геотехнологии - коэффициент фильтрации растворов через массив окатанного материала составляет 22 - 25 м/сут.
При изучении технологических свойств шлаков медной плавки было установлено, что свежеизмельченный шлак обладает вяжущими свойствами. Коэффициент измельчаемости по отношению к кварцу составляет 2,1. При относительно невысоких энергетических затратах возможно получение тонкого силикатного продукта, который был использован в качестве связующего при грануляции хвостов обогащения текущей добычи Сибайской, Учалинской и Александрийской обогатительных фабрик. В выполненных лабораторных исследованиях были получены более прочные окатыши, чем при использованиикислотостойкого цемента и полимерных добавок. Расчетный коэффициент корреляции [98] для полученных экспериментальных данных составил 0,92, поэтому считаем, что использование шлака для окомкования возможно для хвостов всех типов руд Уральской колчеданной формации. Влияние расхода шлака на прочность получаемых окатышей изучали в широком диапазоне от 0 до 500 кг/т. При расходе от 50 кг/т и более получаются достаточно прочные окатыши, значение структурной прочности сжатия составляет 1,22 -1,25 МПа. Усредненные зависимости, полученные в результате лабораторных исследований по окомкованию хвостов различных обогатительных фабрик, представлены на рис.3.6.
Технологические параметры освоения техногенных месторождений методом кучного выщелачивания
Выбор местоположения площадки для кучного выщелачивания зависит от многих факторов, которые в значительной степени определяют технико-экономические показатели процесса. В рамках единого горно-, перерабатывающего комплекса перспективно использование капитальной площадки, основание штабелей и прудки сбора продуктивных растворов которой выполнены бетонным кислотостойким покрытием. При этом однажды сооруженная площадка имеет постоянное трубопроводное и насосное хозяйство, кроме того, обеспечиваются наилучшие условия охраны окружающей среды. Площадка отстраивается на весь срок эксплуатацииместорождения исходя из требуемой производительности по хвостам под уклоном 4-6 для обеспечения дренажа растворов. Учитывая рельеф местности в районе ведения работ по освоению месторождения Юбилейное, такой уклон обеспечивается естественным ландшафтом. Для бесперебойной и производительной работы комплекса по отсыпке штабелей площадка проектируется тремя блоками, поделенными на два сектора. Каждый сектор оборудуется (рис.4.5): 4 бетонными основаниями для отсыпки штабелей, по периметру которых выводятся изолированные сточные канавы для сбора и самотечной транспортировки продуктивных растворов, раствороприемными прудками, в которых обеспечивается отстаивание растворов и их циркуляция в обороте участка KB, насосными установками.
Пролеты между штабелями в каждом секторе должны обеспечить свободное перемещение сочлененных и удлинительных конвейеров и пневмоколесных погрузчиков типа ТО-19, предназначенных для отсыпки кварцевого песка дляобеспечения дренажа продуктивного раствора и минимального воздействия на отсыпаемый материал, а также для расформирования штабелей. На выходе с обогатительной фабрики (из барабанного окомкователя), окомкованные хвосты подаются на t магистральный конвейер типа ТК-25, длиной 80 м. Конвейер подает окатыши в приемную воронку перегружателя, который направляет материал на распределительный конвейер, работающий на определенный сектор участка KB, в котором ведутся работы по формированию штабелей и далее системой удлинительных и сочлененных конвейеров (8,9) (см.рис.4.5) на штабелеукладчик (подвижная консоль) (10), который обеспечивает высоту выгрузки рудной массы от 0,5 до 6,5 м, при максимальном повороте стрелы 75 град [46]. Формирование одного штабеля обеспечивается тремя проходками штабелеукладчика в сторону оси удлинительного конвейера, путем постепенного вывода секторов сочлененного конвейера из работы. Эффективную отсыпку штабелей такой высоты обеспечивает комплекс оборудования для транспортирования и укладки в штабель горной массы для кучного выщелачивания разработанный НПО ВНИИстройдормаш. В состав комплекса входят штабелеукладчик и сочлененные конвейеры. Комплекс выпускается Орским заводом строительных машин.
При регламентируемой высоте штабеля 6 м, и технологических возможностях комплекса укладки, габариты каждого штабеля составили L B H =100 20 6 метров.
Для условий месторождения Юбилейное кучным выщелачиванием в год должно быть переработано 596 000 тонн или 243 000 м3 окатышей. При объеме каждого штабеля 10 500 м и продолжительности: отсыпки штабеля 5 суток, экспериментально определенной необходимости его выдержки до набора устойчивости к кислым средам 1,5 мес. и времени выщелачивания 2 мес, а также скорость его расформирования 5 суток, определенно количество штабелей, размещенных на площадке KB, которое составило 24 штабеля.
Таким образом, площадка планируется 3 блоками по 8 штабелей (или 6 секторов по 4 штабеля). Блоки формируются начиная со второй половины февраля. Отсыпка прекращается в октябре. Штабели блока, отсыпанного в октябре-ноябре (3), могут быть переработаны в ноябре месяце, при условии подогрева растворителя, или выдержаны в зимнее время года и переработаны весной, что позволяют полностью освободившиеся площадки других блоков (1,2). Календарный план отработки блоков кучного выщелачивания (1,2,3), включающих 2 сектора и 8 штабелей KB приведен в табл. 4.2. Полный цикл отработки блока составляет 3,5 месяца. В зимнее время года окомкованные хвосты подаются в количестве 294 тыс.т (120 тыс. м3) на склад хранения окатышей. Как показали исследования, проведенные в гл.З, набор ими требуемой прочности для возможности отсыпки в камеру, высотой 40 метров происходит в течение 90 суток.
