Способ разработки полезных ископаемых Советский патент 1992 года по МПК E21B43/28 

Изобретение относится к горнорудному делу, а именно геотехнологическим способам разработки месторождений полезных ископаемых, сложенных из габбро-диабазовых пород.

Известен способ разработки залежей полезного ископаемого, включающий выемку полезного ископаемого камерами с формированием междукамерных целиков. Выпуск руды осуществляют i з основных выпускных выработок (дучек).

Недостатком способа является то, что извлекаемая руда требует обогащения на наружной поврхности из-за некондиционности химического состава ценного компонента и содержания пустых пород.

В связи с этим в процессе обогащения образуются хвосты горного производства, которые складируются и составляют спецотвалы. Спецотвалы являются источником загрязнения окружающей среды и нарушают экологическое равновесие региона. Кроме того, поступаемая для обогащения руда требует дополнительного дробления и измельчения, эти операции являются дорогостоящими, а также требует многоступенчатого процесса обогащения в зависимости от выбранной технологии, что увеличивает стоимость конечного продукта.

Наиболее близким к предлагаемому является способ подземного выщелачивания полезных компонентов из рудных тел, включающий формирование блоков подготовиМ

ю ю

тельно-нарезными выработками, определение зон рудных и безрудных пород, отбойку рудных и безрудных пород блока в пределах контура камеры, частичный выпуск и мага- зинирование отбитой горной массы, подачу выщелачивающего и сбор продуктивных растворов. Отбойку рудных и безрудных пород производят с рудной степенью крупности, при этом зоны рудных пород отбивают с размером кондиционного куска, соответствующего условиям выщелачивания, а зоны безрудных пород отбивают с размером кондиционного куска, соответствующего условиям выпуска. После окончания магази- нирования отбитой горной массы в ней определяют зоны безрудных пород и изолируют их от рудных пород.

Недостатком известного является то, что определение и изолирование рудных и безрудных зон отбитой горной массы являются сложными и трудоемкими операциями. Кроме того, изолирования рудных и безрудных зон отбитой горной массы не может обеспечивать полного разделения рудных минералов от нерудных ввиду того, что в любом генезисе горных пород в рудных минералах встречаются включения нерудных минералов за исключением самородных благородных металлов. Обработка рудной зоны выщелачивающим реагентом не обеспечивает селективного выщелачивания полезных компонентов ввиду того, что при подаче выщелачивающих растворов не учитывается минералогический состав обрабатываемой горной массы.

Из-за неучета минералогического состава обрабатываемой горной массы при подаче выщелачивающих растворов на рудную зону совместно с извлекаемым металлом в раствор переходят кр емнегелий и другие компоненты. Это приводит к тому, что продуктивный раствор загрязняется и засоляется другими компонентами, в результате чего дальнейшая переработка его затрудняется и усложняется. Усложнение переработки раствора вызвано тем, что содержащиеся в продуктивном растворе кремнегели забивают фильтры. Кроме того, кремнегели и другие выщелоченные компоненты уходят во шламовым продуктом и происходит потеря полезных компонентов.

Нерудные минералы в горных породах делятся на карбонатные и силикатные. Габбро-диабазовые породы состоят из силикат- ных минералов и частично включают карбонатные минералы. В табл. 1 приводится химический состав нерудных минералов.

Как видно из табл, 1, в химический состав нерудных минералов входят магний, железо, алюминий, кремнезем, карбонаты.

Эти минералы сопутствуют ценным металлам.

При разных видах рудных пород нерудные минералы встречаются в виде цементирующей связки, наполнителя и матрицы. Все эти данные свидетельствуют о том, что при воздействии выщелачивающими растворами на рудную зону совместно с извлекаемым металлом в раствор попутно будут

0 переходить компоненты нерудных минералов в виде ионов металлов магния, железа, алюминия (, Fe2+, AI3+) и коллоидная кремниевая кислота в виде гидратирован- ного кремнекислородного соединения

5 .

Целью изобретения является упрощение и удешевление получения сырья и снижение отходов горного производства путем совмещения добычи и обогащения руды в

0 подземных условиях.

Поставленная цель достигается тем, что в известном способе, включающем формирование блоков подготовительно-нарезными выработками, отбойку горных пород в

5 пределах контура камеры с размером кондиционного куска, соответствующего условиямвыщелачивания,подачу выщелачивающего и сбор продуктивного растворов, отбитую руду в камере обрабаты0 вают вначале солями аммония для растворения карбонатных включений, а затем серной кислотой для растворения силикатных включений, после чего отработанный раствор удаляют, полученный концентрат про5 мывают, промывной раствор собирают, подкрепляют солями аммония и им ведут первичную обработку руды следующей камеры, при этом осуществляют выпуск полученного концентрата из прежней камеры,

0 а отработанный раствор перерабатывают на минеральное удобрение.

Породообразующими цементирующими нерудными минералами в изверженных магматических горных породах являются

5 карбонаты и силикаты. Процесс обогащения руд основан на разделении полезных ископаемых от пустой породы (от карбонатов и силикатов), В химических способах обогащения руд реакция минералов с раствором

0 зависит от энергии кристаллических решеток минералов, поэтому энергия кристаллических решеток минералов является решающим фактором при контакте реагента с горной массой. В процессе обогащения

5 минералы в зависимости от энергии кристаллических решеток подразделяются на три группы обогатимости: легкообогатимая (энергия кристаллических решеток до 1000 ккал/моль), среднеобогатимая (энергия кристаллических решеток от 1000 до 3000

к кал/моль) и труднообогатимая (энергия кристаллических решеток от 3000 до 10000 ккал/моль).

Отрыв иона из труднообогатимых минералов происходит только при внесении вы- сокой энергии извне при окислительно-восстановительных реакциях. Ракция замещения или ионообменные реакции не обеспечивают выщелачивания из них металлов. Легкообогатимые и частич- но среднеобогатимые минералы при воздействии на них химических реагентов могут реагировать на основе этих реакций.

В предлагаемом способе вначале отбитую руду в камере обрабатывают хлористым аммонием, благодаря этому создаются условия разрушения нерудных минералов, что позволяет удалить из руды карбонатные включения во избежание кольматации пор в отбитой руде. Обработка отбитой руды хлористым аммонием основывается на последовательно поочередном удалении составных компонентов карбонатных включений.

Как видно из табл. 1, энергия кристал- лических решеток карбонатов кальция (648 ккал/моль) и магния (1418 ккал/моль) в 2-3 раза ниже чем у силикатов (2881 ккал/моль). Поэтому при обработке руды хлористым аммонием в первую очередь раз- лагаются нерудные минералы в виде карбонатных включений в связи с наименьшей энергией кристаллических решеток.

При взаимодействии хлористого аммония с карбонатами происходит необрати- мая реакция, связанная с выделением из горной массы углекислого газа (С02) и аммиака (МНз). Концентрация хлористого аммония берется из расчета стехиометрического соотношения, требуемого для реакции вза- имодействия хлористого аммония с карбонатами, содержащимися в отбитой обрабатываемой руде.

После окончания удаления карбонатов, которое определяется прекращением выде- ления пузырьков газов, в камеру подается серная кислота, концентрация которой определяется в зависимости от содержания силикатов в руде. При обработке руды серной кислотой происходит выщелачивание ионов металлов магния, железа, алюминия (Mg2+, Fe2+, AI34), являющихся активными катионами кристаллической решетки силикатов. При этом происходит замещение металлических катионов в решетке силикат- ного минерала на ионы водорода и образуются промежуточные силикатные минеральные формы в виде чешуйчатых агрегатов, называемых аморфным кремнеземом. В это время в раствор начинают

переходить золи и гели кремниевой кислоты, которые служат главными элементами для получения кремнегельсодержащего комплексного минерального удобрения.

После окончания обработки руды серной кислотой откачивают отработанный раствор, обогащенный подвижным кремнеземом (гелями и золями кремниевой кислоты) и ионами металлов магния, железа, на поверхность. Откачивание отработанного раствора позволяет разделить многокомпонентную жидкую фазу от твердой фазы, дает возможность полного использования содержащихся в них компонентов, улучшается качество камерного продукта, исключает дальнейшее обогащение камерного продукта благодаря удалению примесей, обеспечивает наиболее дешевое обогащение полезного ископаемого.

При последующей промывке-водой полученного концентрата, оставшегося в камере после откачивания отработанного раствора на поверхность, повышается качество концентрата, так как смываются осевшие на нем ионы металлов и следы кремниевой кислоты.

Промывка полученного концентрата снижает сцепляемость твердых частиц и концентрат приобретает сыпучесть, что способствует быстрому перемещению при выпуске. Сбор промывного раствора после промывки полученного концентрата позволяет экономить водные ресурсы, сохраняет непрерывность технологии, предотвращает потери выщелоченных полезных компонентов. Подкрепление отдельно собранной промывной воды хлористым аммонием позволяет довести концентрацию раствора до оптимального уровня, требуемого для удаления карбонатных включений. Это исключает потери полезных компонентов и воды.

Во время первичной обработки следующей камеры подкрепленным раствором хлористого аммония производят выпуск полученного концентрата из прежней камеры. Это позволяет вести разработку залежей в нескольких камерах, одновременно вести извлечение готового концентрата и получение концентрата в другой камере выщелачиванием полезным компонентов из нерудных минералов.

После доставки на поверхность отработанный раствор, содержащий кремнегель, магний и железо, отстаивают. Это позволяет получить комплексное минеральное удобрение.

При отстаивании мелко раздробленные диспергированные частицы аморфного кремнезема постепенно начинают оседать в растворе, вовлекая за собой ионы металлов и адсорбируя в себе зол и гел кремниевой кислоты. При этом происходит нейтрализация отработанного раствора.

Кремний, усвояемый растениями в виде кремниевой кислоты, повышает устойчивость растений против полегания и поражения болезнями, повышает прочность стебля злаковых, увеличивает объем корневой системы и урожай злаковых и других культур.

Магний, внесенный в почву в комплексе с подвижным кремнеземом, полностью используется растениями, тогда как до 60- 80% магния, внесенного в почву в отсутствии кремния, железа, не используется растением.

Железо регулирует почвенный комплекс, стимулирует усвояемость фосфора, а также других присутствующих действующих элементов.

Таким образом, предлагаемый способ разработки месторождений полезных ископаемых дает возможность отрабатывать технологически труднообогатимые руды с применением последовательной обработки хлористым аммонием серной кислотой для удаления полезных компонентов из нерудных минералов, получить конечные продукты в виде концентрата и минерального удобрения. Применение предлагаемого способу разработки сокращает затраты на процесс обогащения, так как позволяет производить одновременно добычу и обогащение руды, снижает образование отходов горного производства путем использования отработанного раствора для получения минерального удобрения.

На фиг. 1 изображен блок, подготовленный к выщелачиванию, вертикальный разрез; на фиг. 2 - блок во время дренажа (откачивания) отработанного раствора из камеры, вертикальный разрез; на фиг. 3-то же, во время дренажа промывной воды из первой камеры, вертикальный разрез; на фиг. 4 - то же, во время выпуска товарного концентрата, вертикальный разрез.

Пример. Месторождение хромитовых руд разбивают на панели в процессе подготовительно-нарезных работ.

Подготовительно-нарезные работы в очистном блоке заключаются в проходке до- ставочной (откаточной) выработки 1 (фиг.1) и верхней подготовительной выработки 2. Очистной блок по простиранию делят на выщелачиваемые камеры 3 и 4 и между ними оставляют междукамерный целик 5. Из до- ставочной выработки 1 вверх проходят восстающую выработку б, из которой оформляют компенсационную щель.

Компенсационная щель дает возможность частично выпустить из камеры руду,

что способствует лучшему разрыхлению руды, создает благоприятные условия при заполнении камеры выщелачивающим раствором.

Из верхней подготовительной выработки 2 в камеру 3 пробуривают закачные скважины 7 до надштрекового целика 8, которые служат для раздробления руды в камере. Верхнюю часть закачных скважин не

0 заряжают. Затем пробуривают оконтурива- ющие камеру скважины, после чего взрывают заряженную часть закачных скважин. Камера заполняется раздробленной рудой, Через оконтуривающие камеры скважи5 ны нагнетают твердеющую смесь и образуют противофильтрационную завесу 9. После оформления противофильтрационной завесы компенсационная щель прикрывается перемычкой 10. Перемычка служит для при0 крытия отверстия рудоспуска 11 во время контакта химического реагента с горной массой. Рудоспуск 11 оформляется из нижней части восстающей выработки и стенки рудоспуска обсаживаются пластиком для

5 предотвращения контакта химического реагента с надштрековым целиком. На верхнюю подготовительную выработку 2 монтируют емкости для хлористого аммония 12, серной кислоты 13 и резервуар 14

0 для воды (фиг.2).

После окончания подготовительно-монтажных работ приступают к обработке хро- митовой руды, раздробленной до крупности 100-200 мм, что следующим химическим со5 ставом, %: СпгОз 36,2; SiOa 15,58; РеаОз 9,89; 5,93; МдО 25,52: СаО 0,50.

Хромитовая руда состоит из зерен хромита и пустой породы, в которой содержится 50-60% силикатных минералов, которые

0 представлены форстеритом Mg SiCM, оливином (Мд, Fe) Si04, серпентином Мдз Sl20s(OH)4, 5-6% минералов железа, гети- та Ре(ОН)з и около 1% карбонатов кальция и магния.

5 Эти нерудные минералы являются цементирующей связкой хромитовых зерен. Рудообразующие минералы в хромитовых рудах представлены хромпикотитом (Мд, Fe)(Cr,AI)a04 и феррихромпикотитом

0 Мд(Сг,А1,Ре)20з, образующим шпинели. Размеры хромитовых зерен составляют 0,074-1 мм, цементированы нерудными минералами. Хромитовые шпинели имеют высокую энергию кристаллических решеток (7683 и

5 8704 ккал/моль) по сравнению с энергией нерудных минералов (648 ккал/моль) карбонатных включений и 2891 ккал/моль силикатных включений).

Высокая энергия кристаллических решеток в хромовых шпинелях обусловлена

тем, что в них преобладает вид ковалентной и координационной связи) которая требует для отрыва иона высокую энергию.

Отрыв иона при этих связях происходит только при внесении высокой энергии извне при окислительно-восстановительных реакциях. Реакции замещения или ионообмен- ные реакции не обеспечивают выщелачивание из них металлов.

Раздробленную руду в камере 3 первоначально обрабатывают раствором хлористого аммония из емкости 12. При этом из кусков удаляются углекислый газ (СОа) и аммиак (МНз) в связи с протеканием необратимой ионообменной реакции

СаСОз+2Г 1Н4СЬСаС12+2МНзГ+С02Т+Н20

MgC03+2NH4CI- MgCl2+2NH3f+C02tH-H20 При этом происходит удаление карбонатных включений из кусков хромитовой руды, что позволет увеличить доступ раствора серной кислоты в глубь куска руды.

После прекращения выделения пузырьков газа и аммиака в камеру 3 подается 10-15%-ная серная кислота из емкости 13.

При обработке хромитовой руды серной кислотой выщелачиваются из кристаллических решеток силикатов ионы магния, железа, алюминия (Mg , Fe , AI ), гели и золи кремниевой кислоты. Вследствие этого освобождаются хромитовые зерна.

Осевшие на дно камеры хромитовые зерна представляют из себя обогащенный окисью хрома концентрат. По ходу процесса оседания хромитовых зерен на дно камеры производят проверку обогащения концентрата окисью хрома. Для этого путем отбора из камеры раствора на экспресс-анализ определяют насыщение раствора кремниевой кислотой. Как только по показанию анализа наступает момент насыщения раствора кремниевой кислотой, допустимая норма которой 100-120 г/л, приступают к откачи ванию (дренажу) отработанного раствора.

Дренаж отработанного раствора, содержащего 100-120 г/л кремниевой кислоты, 65 г/л магния, 10 г/л железа, 5 г/л алюминия, производится через рудоспуск 11. Отработанный раствор с помощью насоса и электродвигателя 15 подают (фиг.2) в отстойник на поверхность для отстаивания, а затем для получения минерального удобрения.

Доставленный на поверхность отработанный раствор, содержащий кремнегель, магний, железо, отстаивается. Во время отстаивания мелко раздробленные частицы аморфного кремнезема постепенно начинают оседать в растворе, вовлекая за собой ионы металлов и адсорбируя в себе золи и гели кремниевой кислоты.

Полученное удобрение имеет следующий химический состав,%:5Ю2 70,02; АЬОз 0,89; Ре20з 3,59; МдО 3,61; СаО 0,46; 504 3,35. После дренажа отработанного раствора

из камеры 3 закрывают перемычку 10 и подают из резервуара 14 воду в камеру 3 для промывки обогащенного окисью хрома концентрата.

Промывка обогащенного концентрата

0 очищает его от следов кремниевой кислоты, удаляет из хромитовых зерен осевшие ионы металлов и концентрат приобретает сыпучесть, что способствует быстрому перемещению концентрата при выпуске.

5 После окончания промывки промывной раствор с помощью насоса 15 (фиг.З) через переносный трубопровод 16 подают во вторую камеру 4. Через закачные скважины 7, водный раствор во второй камере 4 под0 крепляется хлористым аммонием из емкости 12.

После этого выпускают товарный концентрат 17(фиг.4). Полученный концентрат имеет следующий химический состав, %:

5 Сг20з 54,07; Si02 3,9; Рв20з 9,23; А120з 6,89; МдО 14,69; СаО 0.

Технико-экономические показатели

предлагаемого способа приведены в табл. 2.

Как следует из табл. 2, преимуществом

0 предлагаемого способа является то, что по сравнению с известным способом сокращается число технологических операций. Снижаются капитальные затраты на строительство обогатительной фабрики и

5 эксплуатационные затраты на 1 т концентрата.

Предлагаемый способ обеспечивает снижение образования отходов на 30-35% из 1 т извлекаемой руды. Таким образом,

0 использование предлагаемого способа уде- левляет процесс, упрощает процесс переработки путем совмещения добычи с обогащением, а также позволяет попутно получить ценный продукт для сельского хо5 зяйства - минеральное удобрение.

Снижение затрат, достигаемое при использовании предлагаемого способа разработки месторождений полезных ископаемых дает возможность вовлекать в

0 переработку такие месторождения, которые когда-то считались бедными или бросовыми, нерентабельными.

Формула изобретения

1. Способ разработки полезных ископа5 емых, включающий формирование блоков подготовительно-нарезными выработками, отбойку горных пород в пределах контура камеры с размером кондиционного куска, соответствующего условиям выщелачивания, и поочередную подачу в камеры выщелачивающего раствора и сбор продуктивного раствора, отличающийся тем, что, с целью повышения эффективности разработки хромсодержащих или марганецсо- держащих руд за счет совмещения добычи и обогащения их в подземных условиях, в отбитую руду вначале подают раствор хлористого аммония до растворения и удаления из руды карбонатных включений, затем осуществляют подачу раствора серной кислоты до растворения силикатных включений

0

руды, после этого отработанный раствор удаляют, полученный хромсодержащий или марганецсодержащий концентрат промывают и выпускают из камеры для доставки на поверхность, а промывной раствор собирают, подкрепляют хлористым аммонием и подают для первичной обработки следующих по очереди камер.

2. Способ по п.1,отличающийся тем, что отработанный раствор перерабатывают на минеральные удобрения.

Изобретение относится к разработке полезных ископаемых. Цель - повышение эф- фективности разработки хром- или марганецсодержащих руд за счет совмещения добычи и обогащения их в подземных условиях. Формируют блоки подготовительно-нарезными выработками. Осуществляют отбойку горных порол в пределах контура камеры с размером куска, соответствующего условиям выщелачивания. Подают в отбитую руду раствор хлористого аммония и удаляют из нее карбонатные включения, затем подают раствор серной кислоты до растворения силикатных включений. После удаления отработанного раствора полученный хром- или марганецсодержащий концентрат промывают и выпускают из камеры для доставки на поверхность. Промывной раствор собирают и подкрепляют хлористым аммонием, после чего его подают на первичную обработку следующих по очереди камер. Отработанный раствор перерабатывают на минеральные удобрения. 1 з.п.ф-лы, 4 ил., 2 табл.

Рээубожиаание, %

Образование хвостов из 1 извлеченной руды, %

Затраты на добычу, руб/т

Затраты на процесс обогащения ( руб

бункерование самоизмельчение

грохочение в вибрационном грохоте

гидравлическая классификация

отсадка

концентрация (винтовой сепаратор, шлюз и т.д.)

сгушение

фильтрация

удаление хвостов Дополнительные затраты Всего затрат на 1 т руды

Всего затрат на 1 т конценрата

10-15

30-35

(по данным

отчета Уралмеханобр

Инв. If Б

875М.З,

12-23

(шахтная стоимость по шахте Молодежной данные Донского ГОК-а за 1987 г.

по данным отче та Урэлмехаиоб Б , 1980г.

Нет

32-00

9 6 10

Фиг.1

Фиг.З

12 /J /4 / / /

11

Фиг.2

Фиг. 4