Способ подземного выщелачивания урана из руд

Размещено на http:www.allbest.ru/

ВВЕДЕНИЕ

При подземной разработке руд там, где это возможно по горно-геологическим условиям, применяют выщелачивание.

Способ подземного выщелачивания - это геотехнологическая разработка полезного ископаемого. Основанная на избирательном переходе полезного компонента при помощи растворителей в подвижное состояние.

Оно позволяет продлить срок существования предприятия и расширить сырьевую базу при извлечении металла по одинаковой и более низкой себестоимости, чем с богатыми рудами.

При выполнении проектов разработки месторождений расчёты позволяют правильно оценить состояние объёмов работ по стадиям, с последующем использованием этих показателей в технико-экономических расчётах. руда уран горно-геологический

Основная цель курсового проекта - закрепить навыки расчёта параметров системы разработки для конкретных горно-геологических условий.



1. ГОРНО-ГЕОЛОГИЧЕСКАЯ ХАРАКТЕРИСТИКА

1. Содержание урана 0,2 г/т

2. Высота блока 50 м

3. Ширина блока 60м

4. Мощность рудного тела 4 м

5. Руда и вмещающие породы - устойчивы

6. Угол падения 80⁰

7. Коэффициент крепости f=8

8. Плотность руды 2,1 т/м³

Исходя из этих данных принимаем систему разработки с отбойкой руды на компенсационное пространство, с магазинированием руды для выщелачивания на месте залегания.

2. ПОДСЧЁТ ЗАПАСОВ РУДНОГО ТЕЛА

Определяем площадь рудного тела

(2.1)

Определяем объём рудного тела

(2.2)

где m - мощность рудного тела

Определяем содержание метала в руде

(2.3)

где с - содержание урана, с = 0,2 Г/Т

3 ОБЩАЯ ХАРАКТЕРИСТИКА ПРОЦЕССА ПОДЗЕМНОГО ВЫЩЕЛАЧИВАНИЯ УРАНА ИЗ РУД

Главная цель выщелачивания урановых руд заключается в наиболее полном и селективном растворении урановых минералов. Выщелачивание является основной операцией при извлечении урана на месте залегания руды, так как оно определяет извлечение (количество) и стоимость конечного продукта. Несмотря на многообразие типов минералов и руд, содержащих уран, для выщелачивания последнего обычно используют водные растворы минеральных кислот или солей карбонатов щелочных металлов. При ПВ к растворителю предъявляются следующие требования:

* обеспечение относительно полного перевода урана в раствор:

* низкая стоимость реагента и его наличие в народном хозяйстве;

* селективность в процессе выщелачивания;

* обеспечение коррозионной стойкости применяемой аппаратуры и материалов;

* возможность поддержания «мягких» условий для растворения урановых минералов (отсутствие нагрева, дополнительного измельчения, перемешивания и т. д., так как эти операции в отличие от традиционного гидрометаллургического процесса при ПВ не могут быть использованы);

* исключение условий, приводящих к кольматации пор и капилляров в выщелачиваемой рудной массе.

При ПВ выбор растворителя обусловливается формой урановой минерализации и вещественным составом рудных залежей и вмещающих их пород. С точки зрения гидрометаллургической переработки, урановые руды подразделяются на пять основных минералогических классов в зависимости от химической природы урановых минералов и их поведения при выщелачивании:

1. руды, содержащие четырехвалентный уран, эндогенныеминералы (уранинит, настуран, ураноторит);

2. руды, содержащие шестивалентный уран, -- экзогенные минералы (урановые черни, коффинит, гидронастуран, карнотит, тю-ямунит, отенит, торбернит, уранофан);

3. руды, содержащие труднорастворимые урановые минералы (давидит, браннерит);

4. руды с ассоциацией урана и углерода;

5. фосфатные и прочие руды.

Из них наиболее благоприятными для отработки руд методом ПВ являются первые два класса.

Для ПВ урана мало пригодны руды, содержащие труднорастворимые урановые минералы, так как выщелачивание их обычно требует поддержания высокой концентрации кислоты и температуры. Руды с первичной и вторичной минерализацией (первого и второго класса) могут подвергаться как кислотному, так и карбонатному выщелачиванию.

По характеру вмещающих пород, определяющих расход реагента при выщелачивании, выделяют руды бескарбонатные и карбонатные.

Кислотный способ выщелачивания дает более высокое извлечение урана по сравнению с карбонатным способом, но имеет следующие недостатки:

а) сравнительно высокую агрессивность, что приводит к растворению помимо урана других компонентов руды, пустых пород и обусловливает повышенный расход кислоты;

б) невозможность применения способа для отработки рудных тел, в которых содержится более 2% карбонатов (по LU2);

в) необходимость использования в качестве конструкционных материалов при обсадке скважины на большие глубины труб из специальных дорогостоящих материалов (нержавеющая сталь, армированный полиэтилен).

Карбонатный способ имеет следующие преимущества:

высокую селективность процесса, в связи с чем расход реагента обычно невысок и растворы, циркулирующие в недрах, не столь загрязняются другими компонентами;

не требуются аппаратура и материалы в антикоррозионном исполнении.

отсутствуют ограничения по содержанию карбонатов в руде и рудовмещающих породах.

Недостатки карбонатного способа: ухудшается проницаемость руд и вмещающих их пород по сравнению с первоначальной фильтрацией пластовых подземных достижение приемлемого извлечения урана требует обязательного использования окислителей.

Наиболее дешевым растворителем является серная кислота; стоимость других выщелачивающих уран реагентов (% к стоимости серной кислоты) характеризуется следующими показателями (в расчете на моногидрат или 100%-ную соль):

1. H2SO4--100, HNO3 --215;

2. НС1 --238, NaHCO3 -- 106;

3. Na2CO3 -- 118;

4. NH4HCO3 -- 132;

5. (NH4)2CO3 -- 300;

Процесс выщелачивания в недрах сводится к переводу урановых минералов из твердой фазы в жидкую за счет их взаимодействия с химическим реагентом.

При кислотном выщелачивании окисленных минералов уран переходит в раствор в виде уранил-иона.

Наряду с сульфатом уранила в жидкой фазе содержатся комплексные

сульфаты уранила:

-SO *UO2SO4 . Г {UO2 (SOJJ2- [UO2 2 (J,]

Содержание отдельных сульфатных комплексов в растворе зависит от сложного равновесия, определяемого концентрацией ионов водорода, сульфата, бисульфата, урана. Минимальная концентрация серной кислоты определяется условием поддержания уранил-иона в растворенном состоянии в процессе выщелачивания. Она зависит от рН осаждения шестивалентного урана из сульфатных растворов в присутствии различных анионов при комнатной температуре. Пределы рН осаждения гидроокиси уранила 3,8--5,0, фосфата уранила 1,9--2,5, арсената уранила 1,3--1,7 (они зависят от концентрации урана, температуры, природы и концентрации других примесей). Присутствие таких примесей, как окисное железо, которое осаждается при более низких значениях рН, чем уран, вызывает осаждение урана за счет окклюзии.

Оптимальной кислотностью для выщелачивания настурана и окисленных урановых минералов является рН=1,5-=-2,0.

Максимальная концентрация кислоты определяется прочностью урановых минералов и адсорбционной способностью горных пород. Обычно увеличение концентрации кислоты при выщелачивании повышает скорость растворения урановых минералов и уменьшает период насыщения пласта химическим растворителем, повышая в то же время его расход на реакцию с породой.



4. СИСТЕМЫ ПОДЗЕМНОЙ РАЗРАБОТКИ С ОБРУШЕНИЕМ РУДЫ И ВМЕЩАЮЩИХ ПОРОД

От качества выпуска зависят потери и разубоживание руды. Современные способы выпуска руды пока не обеспечивают высоких показателей извлечения. Наблюдаются большие потери руды и высокое ее разубоживание, а поэтому применять системы с обрушением руды и вмещающих пород целесообразно лишь при разработке руд невысокой ценности.

В настоящее время системы с обрушением руды и вмещающих пород нашли широкое применение при разработке рудных месторождений. Они применяются как самостоятельные при выемке отдельных рудных тел или же как вспомогательные при отработке целиков и потолочин в других системах разработки.

Системы разработки этого класса отличаются друг от друга высотой обрушаемого массива. Системы разработки с разделением этажа на подэтажи называются системами подэтажного обрушения, а системы разработки без разделения этажа на подэтажи - системами этажного обрушения.

Наиболее гибкими в применении оказались системы подэтажного обрушения, с помощью которых успешно ведется разработка рудных месторождений в самых разнообразных условиях, в том числе и на больших глубинах с проявлением горного давления.

Следует отметить, что в определенных условиях достаточно лишь произвести подсечку и отрезку подлежащего к обрушению рудного массива, как он начинает постепенно самообрушаться.

Можно вести как этажное, так и подэтажное самообрушение. В зависимости от этого различают системы подэтажного самообрушения и системы этажного самообрушения.

Усилиями советских специалистов-горняков (М.В. Гуминский, В.Ф. Лавриненко и др.) разработаны методы управления самообрушением руды. Но темпы современной добычи руды иногда недостаточны для осуществления процесса самообрушения. По этой причине системы разработки с самообрушением руды в настоящее время применяются редко.

Рассмотрим наиболее широко применяемые системы разработки этого класса.

Система подэтажного обрушения с отбойкой руды глубокими скважинами применяется при разработке месторождений мощностью от 5-6 м до 150-200 м и более. Нижний предел мощности залежи ограничивается в основном возможностями скважинной отбойки и выпуска руды.

Система подэтажного обрушения с отбойкой руды глубокими скважинами применяется в двух основных вариантах:

с отбойкой руды на компенсационное пространство (горизонтальное, вертикальное, наклонное);

с отбойкой руды на ранее обрушенные руды или пустые породы (в зажиме).

Система разработки отличается высокой производительностью, экономичностью, хорошими условиями проветривания. Вместе с тем эта система имеет ряд недостатков, главными из которых являются: большой объем подготовительных работ и невозможность применения самоходной буровой техники. Горизонтальное направление отбойки снижает устойчивость выработок горизонта выпуска руды.

В верхней части камер (верхняя подсечка) проводились горизонтальные выработки использовались для монтажа оросительной сети подачи рабочего раствора на отбитую руду. В нижней части камер (нижняя подсечка) почве единой выработки размером на всё днище камеры придавался уклон служащих для стока продуктивного раствора на откаточную выработку, с дальнейшим собиранием в зумпф. Для предотвращения утечки раствора через днище блока, выполнялись работы по гидроизоляции всей площади нижней подсечки блока - на почву укладывались листы пластиката толщиной 3-4 мм, которые сваривались между собой. Под листы пластиката И на них отсыпались слои предохранительной песчаной подушки 300 мм.

На гидроизоляционный слой заранее мелкошпуровой отбойкой обрушался слой руды толщиной 1‚4 м. Лишь после этого производилось проходка отрезного восстающего, щели и очистные работы.

5. РАСЧЁТ ПАРАМЕТРОВ БВР

W - (ЛНС) - это кратчайшее расстояние от центра заряда до ближайшей свободной поверхности.

(5.1)

где d - диаметр скважины, принимаем (d=0,1 м);

- плотность взрывчатого вещества, =1100кг/м³;

К₃ - коэффициент заполнения скважины;

- коэффициент сближения зарядов;

(5.2)

g- удельный расход ВВ кг/м³

(5.3)

К₂ - коэффициент, учитывающий трещиноватость руд и требуемое количество дроблений;

L_тр=1м - среднее расстояние между видимыми трещинами в массиве;

П₁=0,6;

а_к - размер кондиционного куска;

(5.4)

К₄ - коэффициент, учитывающий условия отбойки;

К₅ =0,95 - коэффициент, зависящий от способа заряжания скважины;

К₆ - коэффициент, зависящий от диаметра скважины;

П₂=1;

К₇ - коэффициент, учитывающий схему расположения скважин, К₇=1;

е - коэффициент пересчёта эквивалентного заряда;

(5.5)

где Р_эт - работоспособность эквивалентного ВВ, Р_эт=370;

Р_прим - работоспособность применяемого ВВ, Р_прим=400;

е =370/400=0,925;

Расстояние между скважинами в ряду

(5.6)

Число скважин

(5.7)

где В_с=11- ширина слоя, м;

а_кр - расстояние от краевых скважин до контура забоя, м;

(5.8)

По параметрам расчёта, принимаем обратное инициирование.

6. ВЫБОР БУРОВОГО СТАНКА

По данным расчёта наиболее эффективно подходит буровой станок НКР - 100м.

Его технологические характеристики приведены в таблице - 1.

Таб. 1- технологические характеристики бурового станка НКР - 100м

Диаметр скважины, мм	100
Коэффициент крепости пород	6-8
Глубина бурения, м	50
Тип буровой головки	Эл. привод
Направление бурения, град	0-3600
Расход сжатого воздуха, м/мин3	17
Буровые штанги:
Диаметр, мм	63,5
Длина, мм	1213
Габариты, мм:
Длина	1500
Ширина	665
Высота	672
Масса, кг	690

7. Экономическая часть

Таб. 2-расчёт затрат по статье «заработная плата»

Наименование производственных процессов	Ед. изм.	Норма выработки	Трудоёмкость ч/см	Разряд	Тариф, сменная ставка	Премия, зарплата, %	Премия, %	Подзем. Коэфф.	Основная з\п
									На блок	На1 т
Бурильщики	Н	0,16	10	6	1,16	170	204	523,6	897,6	0,5
Буровой мастер	Н	0,16	10	6	1,16	20	24	61,6	105,6	0,09
Помощник	Н	0,16	10	4	1,16	14	16,8	43,12	73,9	0,04
Взрывник	Н	0,16	3	6	1,16	16	19,2	49,28	84,4	0,055
Помощник	Н	0,16	3	4	1,16	13	15,6	40	68,6	0,018
Машинист ПДМ	Т	311	10	6	1,16	16	1,92	49,29	84,4	0,055
Слесарь	Н	0,16	10	4	1,16	13	15,6	40	68,6	0,018
Оператор		0,16	3	4	1,16	13	15,6	40	68,6	0,018
Итого	276

Таб. 3- расчёт затрат по статье «материалы»

Наименование материалов	Ед. изм.	Норма расхода	Стоимость единицы	Затраты на материалы
				На блок	На 1т
ВВ	Гк	110	11,48	1270	0,53
СВ. Эл. Дит.	Шт	18	0,5	9	0,0054
ДШ	М	100	1,5	150	0,08
Трубы	М	50*50	50	3000	12
Кислота	Л	100	11,5	1150	0,9
Итого	71,5		3,24



Таб. 4- расчёт затрат по статье «электроэнергия»

Наименование потребителя	Кол-ко	Установленная мощность, кВт	Общая установленная мощность, кВт	Чистое время работы, ч	Общий расход эл. нергии, кВт	Тарифная ставка, р/кВт*ч	Затраты за эл. энергию
							На блок
Скреперная лебёдка	2	127	21	6	3,53	1,15	876,3
Насос	2	14,6	1,21	12*120	0,2	1,15	262,2
Итого	3,73

Таб. 5 - расчёт затрат по статье «сжатый воздух»

Наименование потребителя	Кол-во	Чистое время работы, мин	Общий расход сж. воз., м3	Стоимость 1м3сж. воз.	Затраты на сж. воз.
					На блок
Буровая установка	1	6	19,5	0,054	6,3
Бурильный станок	1	5	16,2	0,054	4,3
Перфоратор	2	5	16,2	0,054	4,3
Вентилятор	1	10	32,42	0,054	17,5
Пневмозарядчик	1	3	9,72	0,054	1,6
Итого	94,02		31,02

Таб. 6 - расчёт затрат по статье «амортизационные отчисления»

Наименование машин и механизмов	Кол-во	Стоимость мол., р/5%	Транспортные расходы, 10…15%	Балансовая стоимость, р	Общая балансовая стоимость	Норма амортизации, %	Годовая амортизация, р/год	Аморт. Отчисления на 1т
Буровая установка	1	3000	20000	23000		25	28750	7,9
Бурильный станок	1	2000	15000	17000		33,3	22610	7
Перфораторы	2	700	5000	5700	15000	20	6840	2,1
Пневмозарядчики	1	4000	7000	11000		33,3	14663	4,2
Вентилятор	2	1500	6000	7500	15000	20	9000	2,8
ПТМ	1	1000	25000	26000		20	31200	9,3
итого	12200	78000

Таб. 7- расчёт калькуляции стоимости 1 м проведения выработки

Наименование затрат	Сумма затрат на блок, р	Затраты на 1 т, р
З/П с отчислением	275	0,13
Материалы	5579	2,1
Энергия	1138	0,8
Сжатый воздух	34,02	0,018
Амортизация	113063	34,15
итого	120089,02	37,19



Исходя из долгих экономических расчётов основные расходы, приходятся на амортизационные отчисления и на заработную плату. Откуда следует, что себестоимость урана будет составлять 37$ за кг=1100 руб. за кг.



ЗАКЛЮЧЕНИЕ

В данном курсовом проекте были проведены расчёты параметров систем разработки. Исходя из геологических данных залегания рудного тела делаем вывод, что необходимо создавать компенсационное пространство, для бурения скважин применяют буровой станок НКР - 100м.



СПИСОК ИСПОЛЬЗОВАННОЙ ЛИТЕРАТУРЫ

1.Овсейчук В.А. «Геотехнологические методы добычи и переработки урановых и золото содержащих руд»

2. В.М. Лизункин; А.А. Морозов; А.А. Гаврилов «Геотехнологические методы извлечение урана из скальных руд»

3.Методические указания «Определение допустимых размеров целиков и пролетов обнажения пород»

4.Мосинцев В.Н., Лобанов Д.П. «Строительство и эксплуатация рудников подземного выщелачивания»

Размещено на Allbest.ru

...