Извлечение урана из скальных (массивных) пород подземным выщелачиванием

16.07.2020

При подземном выщелачивании скальных руд требуется проведение определенного комплекса подготовительных горных работ, связанных с разрушением рудного массива и магазинированием отбитой крупнокусковой руды в подземные блоки (магазины). Эти горные работы ведутся совершенными методами при небольшом участии человека в работе в подземных условиях.

Технологический процесс состоит из следующих операций: отбойка и подготовка руды к выщелачиванию; оборудование блока; (рис. 6.6 и 6.7); капиллярное выщелачивание урана из руды, замагазинированной в блоке, раствором серной кислоты; сорбционное извлечение урана из продукционных растворов; доукрепление маточников реагентом и возврат их на орошение руды в блоках.

Выщелачивание химическим реагентом крупнокусковой руды забойной крупности в подземных условиях протекает при обычной температуре забоя (10—15°С).

Благодаря исключению трудоемких и дорогостоящих операций выемки руды, ее транспортировки, дополнительного дробления и измельчения, хранения рудных отвалов и хвостов стало возможным рентабельно перерабатывать по этому методу в отработанных рудниках некоторые руды с содержанием 0,015—0,02% урана.


Разрушение рудного массива может осуществляться по двум системам разработок: система с магазинированием с отбойкой руды в очистном пространстве глубокими скважинами в системе принудительного этажного обрушения руды глубокими скважинами диаметром 100 мм на зажатую среду. Выбор системы зависит от морфологии месторождения, мощности рудных тел и элементов залегания.

Крупность дробления определяется составом рудовмещающих пород, их плотностью, пористостью и структурой рудных монолитов. Дробление массива должно быть проведено таким образом, чтобы в руде преобладали классы —100 + 20 мм, а содержание классов —150 мм не превышало 15—25%.

Подземные магазины сооружают высотой 30 м и более с количеством руды до 100 000 т в каждом. Оборудование подземного блока (магазина) заключается в монтаже системы орошения и сборников для урансодtржащих растворов. Во избежание прямых потерь растворов при выщелачивании производится гидроизоляция днища блока. В качестве сборника урансодержащих растворов может быть использована выработка, пройденная под орошаемыми блоками. В этом случае подошву выработки покрывают гидроизоляционным слоем (бетоном или пластиком).

Система орошения состоит из насосов, трубопроводов и комплекта форсунок, расположенных на коллекторе над поверхностью блока. Управление насосом осуществляется дистанционно с пульта, находящегося в отдельном помещении на поверхности.

Орошение руды выщелачивающим раствором производится периодически, небольшими порциями. Такое чередование периодов орошения с периодами ее. выстаивания без орошения (длительность периодов в обоих случаях зависит главным образом от вещественного состава руды и ее микропористости) создает благоприятные условия для окислительного процесса и повышает концентрацию урана в продукционных растворах.

Обычно процесс выщелачивания продолжается от двух до шести месяцев. Продукционные растворы откачивают на поверхность для последующей их переработки на сорбционной установке. Благодаря автоматизации процесса подземного выщелачивания количество обслуживающего персонала сведено к минимуму.

Путем проведения дренажных работ на нижних горизонтах устраняются потери урансодержащих растворов через боковые породы. Некоторое количество мигрирующих растворов быстро локализуется за счет реакции нейтрализации и сорбции вмещающими породами рудного массива. При выщелачивании таких руд достигается извлечение урана до 75—90% за 6—9 мес. Наиболее экономично обрабатывать этим способом ореолы забалансовых рудных тел в отработанных рудных месторождениях (рис. 6.8).
Извлечение урана из скальных (массивных) пород подземным выщелачиванием

Производительность труда горняков на отдельных работах увеличивается в 3—5 раз. Стоимость операции по переводу урана в раствор при подземном выщелачивании крупнокусковой руды с учетом достигаемого извлечения составляет около 20% общей стоимости добытого урана. Расход серной кислоты на выщелачивание не превышает 20 кг/т руды. При выщелачивании бедных руд в единовременную обработку вовлекается большое количество руды — до 1 млн. т.

Подземное выщелачивание в промышленном масштабе практикуется в настоящее время также во Франции. Выемка руды производится системой с магазинированием с креплением станковой крепью на крутопадающих жилах. В данном методе подземного выщелачивания месторождений урановой руды, содержащей смолку и урановые черни, приуроченные к разломам гранитного массива, различают три стадии.

Подготовка руды. По направлению простирания рудного тела в штреках на двух горизонтах, расположенных на расстоянии 40 м один от другого, нарезают рудные блоки максимальной длины 60 м. По оси блока проходят восстающий, соединяющий нижний горизонт с верхним. Часть монтажного слоя отрабатывают подэтажным горизонтом, оконтуривающим блок. Высота горизонта 7—8 м. Число таких горизонтов может быть четыре-шесть в зависимости от геологического строения. Отбитая рудная масса выдается по квершлагу на поверхность для переработки на заводе (рис. 6.9 и 6.10).

Между горизонтами имеются целики высотой 5—6 м, которые разбуриваются вертикальными скважинами, а затем отбивается руда. В момент отбойки общее количество разрушенной руды не размещается в нижнем горизонте, ее избыток остается в целиках. Поэтому перед отбойкой в рудном массиве с богатой рудой проходят восстающий в качестве компенсационного пространства. Целики отбивают последовательно с выходом в основной штрек разрабатываемого рудного тела. Нижний горизонт служит хорошим основанием для сохранения основного штрека.

Если угол падения рудного тела по вертикали не превышает 80°, все целики отбивают до верхнего штрека; при угле падения до 70° отбивают только нижнюю половину блока во избежание нарушения горизонтальности между поверхностью орошения и основанием блока. Сначала отрабатывают выщелачиванием нижнюю половину, затем отбивают оставшуюся верхнюю часть.

При небольшом угле падения осторожно отбивают и отрабатывают каждый целик в отдельности, один за другим. В плане блок ограничивают по минерализации в вертикальном направлении. Длина подэтажных штреков различна, но в среднем равна длине нижнего горизонта. Такая техника подготовки руды позволяет вести успешную отбойку рудных тел с неравномерной урановой минерализацией, так как при проходке подэтажных горизонтов можно определить детали блока и составить план отбойки.

Установка для орошения руды и сбора растворов. Система орошения, состоящая из полиэтиленовых труб с отверстиями диаметром 1 мм, устанавливается над верхней поверхностью отбитой руды. Орошающие растворы просачиваются через слой руды и вытекают по горной выработке в основной штрек. Урансодержащие растворы собирают в емкость, в качестве которой используется часть штрека, расположенного у подошвы горизонта, путем его перегораживания поперечной бетонной перемычкой. В случае невозможности устройства сборной емкости таким образом выбирают грунт в штреке, образуя небольшое углубление, в которое по отдельному каналу направляют растворы. Затем насосом небольшой мощности откачивают продукционные растворы в сборную емкость, устроенную в другом штреке. Более мощный насос, расположенный у сборной емкости, служит для подачи растворов на верхний горизонт в систему орошения для циркуляции (рис. 6.11).

Процесс выщелачивания. В качестве выщелачивающего раствора используется смесь концентрированной серной кислоты с рудничной водой. Раствор кислоты направляют по полиэтиленовым трубам, которые проложены по восстающему до верхнего горизонта блока, где подсоединяются к трубам системы орошения.

Расход растворов в каждом блоке 2—3 л/т/ч. В начале обработки руды подают раствор с концентрацией 100 г H2SО4/л. После полного смачивания руды появившиеся из блока растворы собирают в емкости и возвращают для повторного орошения блока. Рециркуляция растворителя проводится до установления pH на выходе раствора из блока на уровне 1,6. Полученный продукционный раствор откачивают на поверхность для переработки на заводе.

Подача раствора серной кислоты в блоки производится периодически. Значение pH выщелачивающего раствора поддерживается на таком уровне, при котором не происходит химического взаимодействия с днищем сборной емкости.

Отдельные звенья в полиэтиленовых трубопроводах сваривают. В местах, где проходят эти трубопроводы, запрещено обычное передвижение персонала. В случае повреждения трубопроводов предусматривается улавливание растворов и направление их в выщелачиваемый блок.

Сборные емкости продукционных растворов оснащены поплавковыми сигнализаторами, которые подают сигналь; в случае опасности утечки растворов при переполнении сборных емкостей.

Расход серной кислоты (92% H2SO4) - 46,5 кг/т руды. Хотя расход кислоты на гидрометаллургическом заводе меньше (40 кг/т), при выщелачивании в заводских условиях применяется окислитель, стоимость которого составляет примерно 20% стоимости израсходованной кислоты. Таким образом, расход реагентов на обработку руды можно считать равноценным. Извлечение урана — 82,5%.

Французские специалисты установили области рентабельного применения подземного выщелачивания в зависимости от содержания урана в руде и степени его извлечения при выщелачивании (рис. 6.12). Полученные данные показали рентабельность отработки урановых месторождений методом подземного выщелачивания. В настоящее время во Франции изучается возможность распространения метода подземного выщелачивания на рудники, относительно удаленные от гидрометаллургического завода.

В апреле 1977 г. введена в эксплуатацию установка по подземному выщелачиванию урана канадской фирмой «Агнью Лейк майнз» в районе озера Агнью (провинция Онтарио). Ее производительность ~500 т U3O8/год. Однако до 1979 г. этот уровень не был достигнут по техническим причинам.

Выщелачивание осуществляется в крутопадающем месторождении, сложенном сильносцементированным конгломератом. Содержание урана в руде 0,05%. Для разрушения массива и магазинирования отбитой крупнокусковой руды в подземные блоки потребовалось проведение комплекса подготовительных горных работ.

Месторождение Агнью Лейк залегает в двух зонах. Вблизи поверхности зоны простираются на восток, с глубиной направление простирания меняется на северо-восточное. Угол падения изменяется с 85° (на юг) вблизи поверхности до 45° на глубине 940 м. Верхняя зона, сложенная двумя-тремя пластами конгломерата, прослеживается с поверхности до глубины 940 м при мощности 1,8—6 м. Нижняя зона состоит из двух-трех прослоек конгломерата мощностью 0,6—3,6 м.

В конце 1975 г. на месторождении был подготовлен экспериментальный очистной забой для первоначального взрывания и подземного капиллярного выщелачивания. Ширина рудного тела 7,5 м, угол падения 65° (на юг). В лежачем боку были пройдены горизонтальные выработки шириной 9 м. Высота блока (этажа) 15 м. Восстающий сечением 2,1x2,1 м был расширен до ширины рудного тела для создания отрезной компенсационной щели с обнаженной поверхностью. На рис. 6.13 показан разрез месторождения Агнью Лейк после отбойки руды.

Подготовка к Выщелачиванию началась со строительства дамбы в штреке на горизонте 270 м после отбойки оставшейся руды между промежуточным горизонтом и горизонтом 270 м. Кислотный насос, трубопроводы и система подачи раствора серной кислоты изготовлены из нержавеющей стали. Отбитую породу орошают кислым бактериальным раствором, продукционный раствор насосом откачивают на поверхность для извлечения урана сорбционным способом. Часть бактериального раствора направляется на рециркуляцию. Кроме того, часть отбитой руды подвергается кучному выщелачиванию на поверхности.

На рис. 6.14 показаны разрез и план экспериментального забоя на горизонте 270 м.

Немаловажным преимуществом метода извлечения урана подземным выщелачиванием является малый объем образующихся отходов. На традиционных заводах по переработке руды 99,8%; поступающего на завод исходного сырья сбрасывается в хвостохранилище. Это составляет 900 кг твердых и 3 м3 жидких отходов на 1 т руды, что соответствует ~ 1 т отходов на 1 кг извлеченного урана. Объем и характер отходов, образующихся при подземном выщелачивании, меняются в зависимости от применяемого процесса. Они могут быть значительными в случае использования кислотных реагентов, когда нельзя возвращать в цикл выщелачивающие растворы. Однако на современном этапе при выщелачивании в пластовых условиях наблюдается тенденция к использованию карбонатных растворов, что обеспечивает их 100%-ный возврат в цикл. В таких случаях объем отходов может колебаться от 1 до 2 кг на 1 кг U3O8, что эквивалентно 1—2 т отходов на каждые 1500 т переработанной руды.

Благодаря использованию щелочных растворов и их полному возврату в цикл объем жидкости в разрабатываемом пласте остается постоянным и естественные гидравлические градиенты не меняются за пределами рабочей зоны. В результате этого растворы удерживаются лишь в зоне проведения работ.

Имя:*
E-Mail:
Комментарий:
Информационный некоммерческий ресурс fccland.ru © 2020
При цитировании и использовании любых материалов ссылка на сайт обязательна