1256• 0,95

11

Прибыль расчетная:

П = (Ц - С) • Агод , руб/год.

где - Ц - цена полезного ископаемого, руб/т;

П = (6,5 – 5,6) •250 000 = 225000 руб/год.

4. Расчет параметров технологии подземного выщелачивания.

Подземное выщелачивание полезных ископаемых, метод добычи полезного ископаемого избирательным растворением его химическими реагентами в рудном теле на месте залегания с извлечением на поверхность. Подземное выщелачивание применяетсядля добычи цветных металлов и редких элементов, имеются предпосылки использования его для разработки фосфатов, боратов и др.

Подземное выщелачивание цветных металлов известно с 16 в. (Испания), в крупных промышленных масштабах метод впервые освоен на медном руднике Кананеа в Мексике (1924) и на медноколчеданных месторождениях Урала (1939—42). Урановые руды разрабатываются подземным выщелачиванием с 1957. Подземное выщелачиваниеприменяется в ряде стран (США, СССР, Франция, Япония, ГДР и др.); в 1974 этим способом было получено 20% мировой добычи меди.

Выбор растворителя при подземном выщелачивании зависит от состава руды и характера химического соединения, образуемого полезным компонентом.

Подземное выщелачивание относится к фильтрационным процессам и основано на химических реакциях «твёрдое тело — жидкость».

При подземном выщелачивании проницаемых рудных тел месторождение вскрывается системой скважин, располагаемых (в плане) рядами, многоугольниками, кольцами. В скважины подают растворитель, который, фильтруясь по пласту, выщелачивает полезные компоненты. Продуктивный раствор откачивается через другие скважины. В случае монолитных непроницаемых рудных тел залежь вскрывают подземными горными выработками, отдельные рудные блоки дробят с помощью буровзрывных работ. Затем на верхнем горизонте массив орошают растворителем, который, стекая вниз, растворяет полезное ископаемое. На нижнем горизонте растворы собирают и перекачивают на поверхность для переработки.

Одно из основных препятствий для применения подземного выщелачивания — низкая скорость реакций, для увеличения которой ведутся исследования способов воздействия на рудный массив электрическими и электромагнитными полями, предварительным нагревом, обжигом и др. Для подземного выщелачивания применяются также ядерные взрывы и микробиологические способы. Подземное выщелачивание позволяет вовлечь в разработку месторождения полезных ископаемых, залегающие на значительных глубинах (недоступных по экономическим показателям для обычной технологии), месторождения бедных руд и т.п.

Для выщелачивания обычно используются водные растворы минеральных кислот или солей карбонатов щелочных металлов.

Кислотный способ дает более высокое извлечение, но отличается меньшей чем у карбонатного способа селективностью.

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

12

Увеличение концентрации кислоты при выщелачивании повышает скорость растворения урановых минералов, и уменьшает период насыщения пласта химическим растворителем, повышая в то же самое время его расход на реакцию с породой.

К основным геотехнологическим показателям относятся:

• концентрация металла в продуктивных растворах;

• суммарный дебет скважин;

• дебет откачной скважины;

• число одновременно работающих скважин;

• продолжительность отработки блоков, рядов, ячеек;

• время появления продуктивных растворов в откачных скважинах;

• расход и концентрация растворителя и окислителя;

• размеры повышения и понижения уровня в рабочих скважинах;

Рассмотрим расчет на примере.

Вариант	Исходные данные
	Р, т	F,м2	Мс, т./год	V, м/сут.	F0 ,м2 F0, м	Ср
4	2000	125000	200	8	175	0,006

Расчет основных параметров выщелачивания ведется в следующей последовательности. 1. Концентрация металла в продуктивных растворах:

С_ср = Е • Р • d f•M•γ•F

где - Е - коэффициент извлечения металла;

Р - запасы металла по отрабатываемой площади, т;

d- плотность продуктивного раствора, т/м³;

f- отношение массы выщелачиваемого раствора к массе руды;

М - средняя мощность пород, прорабатываемая выщелачивающим раствором, м;

γ - объемная масса руды, т/м³;

F- отрабатываемая площадь, м²;

С_ср = 0,6•2000•1,2 = 1,37 • 10 ^{– 4} м³/м³; 0,5 • 6 • 2,8 • 125000

2.Суммарный дебет откачных скважин при эксплуатации: Q_э = М_с ,м³/сут;

Сcp • Т

где - М_с - проектная годовая производительность предприятия по металлу; Т - расчетное число рабочих дней в году;

Q_э = 200 ⁄ 1,37 • 10 ^{- 4} • 300 =4866,18м³/сут;

3.Дебет откачной скважины: q= М •b•V, м³/сут;

13

где - b - средняя ширина потоков растворов, двигающихся к откачной скважине, м; V- оптимальная скорость фильтрации растворов, м/сут.

q = 6•5•8=240 м³/сут;

4.Число одновременно работающих откачных скважин:N= Q_э ⁄q

N = 4866,18⁄240=20,3 5.Продолжительность отработки площади, приходящейся на одну откачную скважину:

t₀ = f • γ • М • F₀ , сут; d•q

где - F₀ - площадь отработки приходящаяся на одну откачную скважину, м²; t₀=0,5 • 2,8 • 6 • 125=3,65сут; 1,2 •240

6.Время появления продуктивных растворов в откачных скважинах: t_н=М• n • ℓ • b, сут;

q

где - n - эффективная пористость;

ℓ - среднее расстояние между откачными и закачными скважинами, м;

t_н=6 • 0,4 • 10 • 5= 1 сут; 120

7.Суммарный дебет непродуктивных растворов: Q_н =Q_э •t_н ⁄ t₀, м³/сут;

Q_H=681,66 • 1= 66,83 м³/сут;

10,2 8. Уточненное значение средней концентрации металла в растворе при отводе непродуктивных растворов по отдельному трубопроводу:

С = Q_э • С_ср = 681,66•0,000489 = 5,42 • 10^-4 , м³/м³; (Q_э-Q_H) (681,66 – 66,83)

Затраты растворителя на химические реакции с горнорудной массой и на заполнение продуктивного горизонта:

P_p = Е • Р •(Q_э-Q_н )•(C_p-C_k)•T, м³;

М_с

14

где - С_р - заданная концентрация растворителя в выщелачивающем растворе; С_к - концентрация растворителя в извлекаемом растворе.

Р_р = 0,6•1000 • (681,66 - 66,83) • (0,006 - 0,002) • 300 = 4426,78 м³;

100

Варианты контрольных заданий

Вариант	Исходные данные
	Р, т	F,м2	Мс, т./год	V, м/сут.	F0 ,м2 F0, м	Ср
1	1500	50000	50	2	100	0,003
2	2000	75000	100	4	125	0,004
3	2500	100000	150	6	150	0,005
4	2000	125000	200	8	175	0,006
5	1500	50000	50	2	100	0,003
6	1000	175000	100	4	170	0,006
7	500	200000	50	2	150	0,005
8	1000	225000	100	2	125	0,004
9	1500	250000	150	4	100	0,004
10	2000	275000	200	6	75	0,005