Технология ПВ

В практике подземного выщелачивания в зависимости от вещественного состава руд используются водные растворы минеральных солей и солей карбонатов щелочных металлов. В СССР используется килотный способ — растворы серной кислоты 5— 50 г/л, рН==0, 8—1, 2. Основным недостатком подземного выщелачивания является неэкономичность использования при повышенной (более 2—3 %) карбонатности руд и влияние растворов кислот на проницаемость продуктивного пласта, которая может быть связана с временной кольматацией (выпадением из растворов соединений железа и алюминия). Например, при рН, равном 1, 5—4, 1 и 3, 3—5, 2 соответственно гидроокислы железа и алюминия выпадают в осадок. При значении рН< 2 гидроокислы растворяются и проницаемость восстанавливается. Кроме того, к недостаткам способа можно отнести следующие явления кольматации: постоянную, вызванную выпадением гипса в поровом пространстве, газовую, которая идет из-за выделения углекислоты, и механиче­скую, связанную с зашламованием призабойной зоны.

В США при ПВ урана в основном применяют карбонатное выщелачивание, когда используется карбонат и бикарбонат натрия или аммония (концентрация рабочих растворов: 0, 5—10 г/л солей металлов, 0, 1—0, 3 перекиси водорода, 100—300 мл/л кислорода, рН-8—11). Преимущество этого способа—высокая селективность, меньшая зависимость от карбонатности, отсутствие переотложения урана в твердой фазе, более простая схема переработки продуктивных растворов. К недостаткам следует отнести необходимость использования окислителей (перекиси водорода с ингибиторами, кислорода воздуха в присутствии катализаторов—ионов меди). Кроме того, карбонатному выщелачиванию мешают сульфиды, и вообще процесс идет замедленно и хуже вскрывает минералы руд.

Обычно технологический процесс подземного выщелачивания ведется в несколько стадий: 1 — закисление (ведется более слабыми растворами до появления промышленной концентрации урана); 2—отработка руд рабочими растворами; 3—вытеснение из пласта продуктивных растворов водой.

При подземном выщелачивании применяют в большинстве случаев две схемы подачи растворителя в залежь—орошение разрыхленных скальных руд и замена пластовых вод растворителем. При первой схеме рабочие растворы стекают по кускам руды под действием силы тяжести в виде тонких пленок, а расход раствора не лимитируется проницаемостью залежи и подбирается таким образом, чтобы добиться наибольшей производительности процесса, определяемой произведением расхода на концентрацию. При второй схеме движение растворов представляет собой напорную фильтрацию между взаимодействующими выработками. Гидродинамическое поле в этом случае определяется расположением скважин и фильтрационными свойствами рудовмещающего водоносного горизонта, а также теми изменениями, которые происходят при взаимодействии руды с рабочим раствором.

Успешное применение выщелачивания для разработки месторождения зависит от правильного учета гидрогеологических факторов, влияющих на ход отработки. Анализ влияния этих факторов рассмотрен в гл. 2 и 3. Кроме того, важную роль играют и такие факторы, как состав руд и вмещающих пород, размеры и форма залежей, глубина их залегания, текстура и структура руд, гидродинамические параметры рудовмещающего водоносного горизонта, степень и характер неоднородности в плане и разрезе. При современном развитии техники не всякое месторождение можно отрабатывать методом ПВ. Для этого оно должно удовлетворять определенным требованиям. Так, минералогический состав залежи и вмещающих пород должен обеспечивать избирательное извлечение полезного ископаемого при экономически допустимом расходе рабочих агентов. Проницаемость залежи должна превышать проницаемость вмещающих пород. Взаимодействие рабочего раствора с породами не должно приводить к прекращению фильтрации и др.

Возможны различные технологические схемы ПВ, из которых наиболее широко применяются схемы выщелачивания из проницаемых, руд в естественном залегании через скважины и с предварительным дроблением скальных руд взрывами с использованием горных выработок для подачи и отвода растворов.

По первой схеме (см. рисунок 17.1) месторождение вскрывается системой скважин, располагаемых рядами, многоугольниками, кольцами. В скважины подают растворитель, который, фильтруясь по залежи, выщелачивает полезные компоненты и затем откачивается через другие скважины. Конструкция скважин для ПВ проста (рисунок 5.5). Особенностью скважин является применение труб из полиэтилена.

По второй схеме (рисунки 17.2 и 7.7) залежь вскрывают подземными горными выработками. Отдельные блоки разбуривают скважинами и производят взрыв. Затем на верхнем горизонте ведут орошение массива рабочим агентом, который стекает вниз под действием силы тяжести, смывает куски руды и растворяет минералы полезного ископаемого. На нижнем горизонте растворы собирают и перекачивают на поверхность для переработки. Орошение ведется периодически. При снижении концентрации продуктивного раствора орошение прекращают и дают массиву выстояться. Режим чередования этик операций определяется опытным путем. Эта схема применяется главным образом на месторождениях, отрабатываемых подземным способом.

Существо третьей схемы ясно из рисунков 17.3 и 6.5. Оборудование для ПВ включает узел приготовления растворителей, систему трубопроводов для подачи их в скважину, оборудование для откачки и перекачки продуктивных растворов, узел переработки растворов.

Поверхностный технологический комплекс передела продуктивных растворов на урановых предприятиях состоит из: 1) сорбционной переработки на ионообменных смолах; обработанные растворы доукрепляются и возвращаются в оборот; 2) десорбции урана кислотами или смесью нитратных и хлоридных растворов с получением растворов, содержащих 3—40 г/л урана; 3) регенерации ионообменных смол и осаждения их аммиачным или щелочным способом.

Технологию выщелачивания хорошо иллюстрирует схема выщелачивания свинца и цинка из бедных сульфидных полиметаллических руд, разработанная В.И. Келиным, К.К. Хулилидзе и др. Предварительно разрушенная руда в блоке орошается через скважины раствором серной кислоты и хлористого натрия, который подается с таким расчетом, чтобы он перемещался по поверхности кусков руды в виде тонких пленок и капель. Пройдя по рудной массе, раствор насыщается катионами свинца, цинка, железа и другими металлами.

Далее раствор направляется на очистку от твердых взвешенных частиц отстоем. Нижний слив (шлам) направляется в шламо-хранилище, а верхний в следующий отстойник, куда подается щелочь до рН=8, 5, при этом катионы всех металлов выпадают в осадок в виде геля. После сгущения верхний слив направляется в оборот, а нижний поступает в реактор, где производится растворение геля при рН=2. При этом катионы цинка и железа переходят в раствор, а свинец в виде мелкокристаллического порошка сульфата свинца выпадает в осадок.

В растворе содержится двухвалентное и трехвалентное железо, которые имеют различные значения рН осаждения. Окисление железа может производиться любым из известных окислителей. После окисления добавляют щелочь до рН=5, при этом образуется гель железа. Оставшийся раствор доводят до рН=8, 5, при этом выпадает гель цинка.

Верхний слой направляется в оборот, а полученные селективные осадки на сушку и низкотемпературный обжиг. В результате получаются окислы свинца, цинка и железа. Содержание металлов в них: свинца 50—60, цинка 25—40 и железа 30—40 %.

Развитие ПВ требует совершенствования технологии и оборудования добычных скважин (рисунки 17.4 и 17.5), которое постоянно продолжается.

Для ориентировочного расчета параметров процесса ПВ необходимо:

1) Получить исходные данные, содержащие характеристику физико-геологических условий месторождения (глубина залегания, мощность и площадь месторождения, содержание полезного компонента и вредных примесей, вещественный состав, коэффициент фильтрации, эффективная пористость, уровень воды над кровлей продуктивной залежи и т.д.).

2) Подобрать растворитель, а в лабораторных опытах с реальной рудной массой установить его селективность, газовую составляющую и рассчитать необходимый удельный объем раствора на обработку 1 т руды (Ж: Т).

3) Определить параметры технологии, зная (Ж: Т), рассчитать необходимое количество раствора для отработки месторождения как произведение объема руды на удельный расход реагента на выщелачивание 1 т руды, а также задавшись Производительностью рудных по объему продуктивных растворов, определить срок отработки месторождения по принятому годовому числу часов работы предприятия и часовую производительность узла приготовления рабочих растворов.

Из гидрогеологических исследований и опытных работ определяется средняя приемистость добычных скважин Q = КmН₀ / (0, 366хlgR_п / r).

Зная приемистость добычных скважин и часовую производительность узла приготовления рабочих растворов, можно определить число закачных скважин [формула (7.9)], а в зависимости от принятой системы разработки и число откачных скважин.

Продолжительность работы добычной скажины (формула 7.8) определяется ее дебитом, запасами полезного ископаемого в зоне действия скважины и коэффициентом извлечения, который устанавливают по лабораторным опытам (технологический коэффициент извлечения), а также коэффициентом охвата (формула 7.11).

Получив все технологические параметры (раздел 8), можно установить основные экономические показатели метода.

Продуктивный раствор

1 — эксплуатационная колонна; 2 — раствороподъемная колонна эрлифта; 3 — отверстия для подачи выщелачивающих растворов; 4—пакер; 5—смеситель эрлифта; 6 — отверстия для поступления продуктивных растворов

Рисунок 17.4 – Схема работы эксплуатационной скважины при одновременной подаче и подъеме выщелачивающих и продуктивных растворов