“Perfora является ведущим поставщиком в этом сегменте, уделяющим пристальное внимание каждому заказчику и обеспечивающим высокое качество продукта”, – заявил Роберт Фассл, Президент Подразделения Горно-шахтного оборудования компании Atlas Copco. “Мы находим в этой сделке благоприятные возможности для роста».

Рынок, в котором ведет свою деятельность Perfora – производство блочного камня – расширяется. Заготовки и изделия из природного камня пользуются спросом, и при этом наблюдается  устойчивая тенденция к применению этих материалов для строительства и отделки.

«Карьеры блочного камня находятся в фазе перехода от использования пневматического оборудования к гидравлическому и автоматизированному оборудованию. Рост стоимости энергии и рабочей силы вызывают необходимость выполнять модернизацию имеющегося оборудования. Приобретение компании Perfora стало своевременным. Вместе мы сможем предложить современное оборудование растущему рынку в глобальном масштабе”, заметил Маркку Терасвасара, Президент Подразделения оборудования для открытых горных работ компании Atlas Copco.

«В составе группы Atlas Copco Perfora становится уникальным поставщиком специализированного оборудования для производителей блочного камня”, – комментирует Станислав Решетень, Руководитель Отдела оборудования для открытых горных работ Атлас Копко в России. – «Для нас открываются новые возможности на российском рынке.»

Perfora – это частная компания, располагающаяся в Баньоло, в северной Италии. В настоящее время в компании работает 43 человека, а ее годовой доход составляет около 10 миллионов евро (90 миллионов шведских крон). Продукция, в которую входят установки для резки алмазными канатами и буровые станки, специально сконструированные для добычи блочного камня, находят сбыт через прямые продажи и через местных дилеров в определенных странах по всему миру.
“Нам показалось, что мы достигли предела самостоятельного роста. Мы решили пойти на слияние с Atlas Copco, поскольку компания владеет широкой торговой сетью на важнейших рынках и является организацией, которая сможет предложить нашим заказчикам услуги более высокого качества. Кроме того, мы видим потенциальную синергию в области разработки продукта, что позволит нам поддерживать и далее укреплять свое положение на рынке блочного камня ”, сказал Пьержоржио Пикотто, управляющий директор компании Perfora S.p.A.

Perfora станет частью Подразделения оборудования для открытых горных работ Atlas Copco Дивизиона Горно-шахтного оборудования. Стороны договорились не раскрывать стоимость сделки. Для получения более подробной информации о компании Perfora, посетите сайт www.perfora.com.

Официальная поддержка
Министерство промышленности и энергетики Саратовской области.
Союз нефтегазопромышленников РФ.
Союз производителей нефтегазового оборудования.
Российский союз химиков.

Выставочный Центр «Софит-Экспо» приглашает принять участие в работе выставки НЕФТЬ. ГАЗ. ХИМ. 2012,  которая  пройдет в городе Саратов с 21 по 23 августа 2012 года.
Ежегодно в выставке принимают участие ведущие производители и поставщики современных технологий и оборудования для нефтеперерабатывающей и химической промышленности, добычи нефти и газа, строительства и обслуживания трубопроводов; производители и поставщики КИПА, лабораторного и диагностического оборудования, проектные организации.

Выставка предоставляет уникальную возможность представить новейшие разработки и технологии широкой аудитории специалистов, установить прямые деловые контакты, решить задачи по развитию бизнеса. Сопровождает выставку обширная деловая и культурная программы.

В Индустриальном форуме  2011 года приняли участие более 80 компаний из 16 регионов России: Саратовской, Самарской, Новгородской, Нижегородской, Ростовской, Рязанской, Владимирской, Воронежской, Курской, Омской, Ярославской областей, Пермского края, Москвы и Санкт-Петербурга, Республик Татарстан  и Коми, а также зарубежья: Республики Беларусь и Швейцарии.

В этом году выставка «Нефть.Газ.Хим» пройдет отдельно от выставки «ТехноЭкспо», что связано с возросшим интересом участников выставки к Саратовскому региону.
ВЫСТАВОЧНЫЙ ЦЕНТР «СОФИТ-ЭКСПО»
Дирекция промышленных выставок
Кузьмина Оксана Николаевна — руководитель проекта
e-mail: o.kuzmina@expo.sofit.ru
Тел./факс:(8452) 205-470, 205-839, 206-926, 206-927

http://expo.sofit.ru/

Геологическая характеристика Гремячинского месторождения.

На месторождении выделяется один продуктивный сильвинитовый пласт, приуроченный к кровле разреза погожской ритмопачки. Пласт погружается с юго-запада на северо-восток от глубин 1108-1115 м до 1295 м под углом 3-4 град. Мощность продуктивного слоя на основной части месторождения составляет 6-10 м, в центральной части она увеличивается до 15-20 м, на северо-восточной окраине и в юго-западной части отмечается уменьшение мощности до 2,5-4 м.
Продуктивная залежь имеет четкую верхнюю границу с перекрывающим слоем (2-3 м) чистой каменной соли; нижняя граница менее четкая, проводится либо по контакту с карналлитсодержащими породами, либо по смене качества сырья ниже предусмотренного кондициями (сильвин-галитовая порода).
Полезным компонентом сильвинитовых руд является хлорид калия. основными вредными примесями – хлорид магния, сульфат кальция и нерастворимый остаток. Содержание KCl в рудах весьма высокое – от 30 до 50%, MgCl2 – практически до 1%, величина суммарного содержания CaSO4 и нерастворимого остатка по пересечениям продуктивной залежи колеблется от 3,2 до 11%.
Изучение гидрогеологических условий Гремячинского месторождения калийных солей проводилось на всех этапах геологоразведочных работ.
В результате гидрогеологических исследований были изучены выделенные при схематизации природных условий водоносные горизонты, определены их водообильность и фильтрационные свойства, условия формирования (питания, транзита и разгрузки), их взаимосвязи, а также качественный состав подземных и поверхностных вод с определением типа вод по составу и величине минерализации, агрессивности их к бетону, степени изоляции продуктивной залежи естественными водоупорами со стороны кровли и почвы. Для соляных рудников последнее особенно важно и требует детального изучения, которое и проведено на заключительной стадии геологоразведочных работ.
Одним из определяющих факторов безопасной эксплуатации рассматриваемого месторождения является состояние прочностных свойств вмещающих, особенно перекрывающих, пород.
Сравнительная оценка прочностных свойств пород Гремячинского месторождения по отношению к Верхнекамскому и Старобинскому месторождениям свидетельствует о следующем:
– геологическое строение и состав горных пород в непосредственной кровле продуктивного пласта на площади Гремячинского месторождения более благоприятно в части обеспечения устойчивого состояния кровли проходимых горных выработок. Породный массив непосредственной кровли относится к крупнослоистому;
– фактор отсутствия в составе сильвинитовых пород глинистых прослоев, а также наличие включений ангидритового материала, являющегося основным составляющим нерастворимого остатка (Н.О.) в руде, работает не на ослабление породного массива в калийном пласте, а на его укрепление, что также является более благоприятным условием для обеспечения устойчивого состояния боковых стенок горной выработки. Породный массив калийного пласта также относится к крупнослоистому;
– отсутствие в составе пород непосредственной кровли и в калийном пласте явно выраженных и достаточно мощных прослойков глинистых пород, способных ослаблять массив, а также крупнослоистость породного массива, не требуют при определении расчетного значения сопротивления пород сжатию (Rс) применения понижающих коэффициентов. Расчетное сопротивление пород сжатию следует принимать по прочности испытуемых образцов;
– усредненные значения предела прочности на сжатие пород непосредственной кровли калийного пласта на высоту 0,7 м от ширины выработки (0,7L по СНиП II-94-80) в зависимости от мощности залеганий каменной соли в кровле калийного пласта может изменяться от 39 МПа до 58,5 МПа, что в 1,45-2,2 раза выше таких же значений для рудников Верхнекамского и Старобинского месторождений;
– мощные высокопрочные породные пачки в составе соленосной толщи, которые будут воспринимать основную часть горного давления от налегающей породной толщи, на достаточно больших площадях обеспечат благоприятные условия по поддержанию кровли и боковых стенок проходимых выработок, а также обеспечат благоприятные условия ведения очистных работ, так как на очистные выработки будет передаваться давление слоя пород, заключенного между кровлей очистных ходов и подошвой верхней или нижней высокопрочных породных пачек в зависимости от пролета отработки.
Представленные данные показывают, что, несмотря на значительную глубину отработки, горно-геологические и горнотехнические условия на площади Гремячинского месторождения в части устойчивости пород кровли и калийного пласта более благоприятны по сравнению рудниками Верхнекамского и Старобинского месторождений.
К водозащитной толще на месторождении отнесена каменная соль и галит-ангидритвые, ангидритовые и доломитовые образования, изолирующие продуктивный сильвинитовый пласт от вышележащих пресных вод татарского яруса триаса и мезо-кайнозойских отложений, т.е. кровля ВЗТ принята по кровле первого сверху слоя каменной соли.
Мощность ВЗТ изменяется на площади наличия балансовых запасов сырья от 60 до 335 м.

Подземный комплекс ГОКа

На этапе предпроектных проработок технических решений по строительству рудника был выполнен комплекс работ, определивший:
- оптимальное место размещения промплощадки в пределах лицензионного участка;
- выбор мест расположения шахтных стволов;
- оптимальную и безопасную систему отработки запасов месторождения;
- основные горнотехнические решения для безопасного ведения горных работ;
- специальные способы и технологические схемы проходки стволов;
- порядок отработки продуктивного пласта по содержанию CaSO4;
- меры по защите рудника от затопления, защиты поверхностных объектов от вредного влияния подземных горных работ;
- склонность горных пород месторождения к горным ударам;
- радиационную оценку месторождения;
- состав, масштабы, места и характер выделения газов.
По итогам работ был подготовлен ряд нормативных документов, технико-экономических обоснований и разработаны исходные данные для проектирования рудника, позволяющие реализовать в проектной документации следующие решения:
1. Принять камерную систему разработки с закладкой выработанного пространства отходами обогатительной фабрики, имеющую общеизвестные достоинства:
- уменьшение деформации земной поверхности;
- снижение затрат на содержание солеотвалов и экологических платежей;
- уменьшение размеров межкамерных и барьерных целиков, увеличение коэффициента извлечения полезного ископаемого;
2.    Принять к проектированию многоканатную клетевую подъёмную установку (по результатам выполненного технико-экономического обоснования выбора клетевых подъёмных установок), дающую следующие преимущества и возможность:
- отказаться от применения двух стандартных клетей, что привело бы к малопроизводительным затратам на спуск узлов и частей горнопроходческого и горнодобычного оборудования, металлоконструкций, материалов под клетью;
- применить одну крупногабаритную клеть большой грузоподъёмности (25тн), позволяющую исключить непроизводительный спуск грузов под клетью, дающую возможность спуска в клети максимально агрегированных узлов горнопроходческого и горнодобычного оборудования;
- применить малорасстрельную армировку, ведущую к снижению затрат на армирование ствола, увеличивающую эффективное рабочее сечение ствола, снижающую затраты на проветривание рудника.
3.    Принять к проектированию многоканатную скиповую подъёмную установку (по результатам выполненного технико-экономического обоснования выбора скиповых подъёмных установок), дающую следующие преимущества и возможность:
- применить вместо четырёх стандартных скипов малой грузоподъёмности, два 55 тонных скипа;
- отказаться от приобретения второй многоканатной скиповой установки;
- снизить риски при эксплуатации и обеспечить в штатном режиме выдачу 7.3 млн. тн. руды в год, с возможностью увеличения производительности скипового подъёма по руде до 8.5 млн. тн. в год;
- применить принцип полной автоматизации технологического комплекса скипового ствола, включая в себя ёмкий бункер, камеру питателей, загрузочное дозирующее устройство, выдачу по стволу до выгрузки на конвейер, подающий руду на обогатительную фабрику.
Контракт на поставку клетьевой и скиповой подъемных установок заключен с фирмой «ИНКО» (Чехия).
4. По результатам выполненного технико-экономического обоснования выбора главной вентиляторной установки, к проектированию принято размещение главной вентиляторной установки на клетьевом стволе при всасывающей схеме проветривания, что позволяет исключить выбросы сильвинитовой пыли в окружающую среду и, соответственно, минимизировать платежи за вредные выбросы.
5. По результатам выполненных НИР по разработке методик определения напряжённо-деформированного состояния породного массива вокруг горных выработок и определения времени устойчивого состояния горных выработок, к проектированию принят вариант подземных складов руды, позволяющий:
- снизить риски, увеличить стабильность обеспечения обогатительной фабрики качественным сырьём;
- повысить эффективность работы рудничного подъёмного, транспортного и горнодобывающего оборудования.
В настоящее время, силами одного из ведущих профильных институтов России – «Уральский научно-исследовательский и проектный институт галургии» (ОАО «Галургия», г. Пермь) ведется проектирование подземного комплекса Гремячинского ГОКа со сроком разработки проектной документации – июль 2011 года.
Выход рудника на проектную мощность в 7,3 млн. тонн сильвинитовой руды в год предусматривается на 4 год после проходки стволов и сбойки между ними. Программой освоения предусматривается возможность увеличения мощности рудника до 14 млн. тонн сильвинитовой руды в год.
Для защиты рудника от затопления шахтное поле предусматривается разделить на гидроизолированные участки.
Отработка запасов калийной соли будет осуществляться с использованием камерной системы разработки с применением комбайнового способа отбойки руды. Для этого проходятся выработки главного направления (конвейерные, транспортные и вентиляционные штреки) от которых под углом 90º проходится комплекс панельных выработок. Панель в свою очередь разбивается блоковыми выработками на очистные блоки размерами в плане 400×400 (600) м, которые отрабатываются очистными камерами.
При отработке запасов предусматривается применение высокопроизводительной техники производства известных мировых брендов и отечественных производителей, зарекомендовавших себя на других калийных месторождениях.
Под сильвинитовым пластом залегает гигроскопичная неустойчивая карналлитовая порода для исключения контакта с ней при ведении горных работ предусматривается оставление в почве очистных камер защитного слоя сильвинита мощностью не менее 0,3м.
Учитывая особенности Гремячинского месторождения все камеры служебного назначения, сопряжения со стволами, а также выработки околоствольного двора предусматривается разместить в наиболее крепких доломит-ангидритовых породах, предел прочности которых на одноосное сжатие в среднем составляет 80МПа, что позволит безопасно использовать их в течение всего срока эксплуатации рудника.
Для ускорения ввода рудника в эксплуатацию предусматривается западнее околоствольного двора выделить опытно-промышленный гидроизолированный участок – первую западную панель (1 ЗП), которая вскрывается и подготавливается обособленно с пластовым расположением выработок в панели.
Для вскрытия 1 ЗП проектными решениями предусматривается проходка в ангидрит-доломитовых породах от стволов в северо-западном направлении следующих выработок:
    два транспортных штрека;
    два конвейерно-вентиляционных штрека;
    закладочный штрек.
Развитие горных работ на шахтном поле предусматривается с учетом обеспечения качества добываемой руды, приемлемого для обогащения, путем планомерной отработки участков с высоким и низким содержанием ангидрита и нерастворимого остатка в сильвинитовом пласте.
Согласно расчетам, коэффициент извлечения составит около 0,35…0,4, а разубоживание сильвинитовой руды будет составлять в среднем около 1 %.
В руднике предусматривается ведение закладочных работ с целью размещения солеотходов в выработанном пространстве, которое является в первую очередь природоохранным мероприятием для защиты окружающей среды от вредного влияния складируемых на поверхности отходов производства. Кроме того, при ведении добычных работ в руднике закладка отработанных камер является конструктивным элементом системы разработки и учитывается в расчетах параметров системы разработки, а также уменьшает оседания земной поверхности над выработанным пространством.
Для обеспечения гидравлической закладки выработанного пространства вслед за очистными работами, предусматривается обратный порядок отработки панелей и блоков в них.
Проектом предусматривается всасывающий способ и фланговая схема проветривания рудника, рассмотрен вариант проветривания рудника при увеличении его мощности до 14,0 млн. тонн в год и выполнен расчет требуемого количества воздуха.
Характеристика вентиляционной сети рудника определена по результатам математического моделирования распределения воздуха в вентиляционной сети рудника.  Для проветривания рудника принят всасывающий способ с фланговой схемой расположения стволов. Свежий воздух за счет общерудничного разряжения, создаваемого главной вентиляторной установкой, расположенной на поверхности у КС, по воздухоподающему СС поступает на рабочий горизонт. Далее по системе выработок главного направления, панельным и блоковым (транспортным и конвейерным штрекам) поступает к забоям, после чего отработанный воздух движется в обратном направлении по вентиляционным штрекам к КС и выбрасывается на поверхность.
Для обеспечения необходимого распределения воздуха в выработках околоствольного двора предусмотрены вентиляционные сооружения: шлюзовые ворота (для движения транспорта и прохода людей) и вентиляционные перемычки с воротами и регулирующими окнами.
Для глубоких рудников и шахт основной проблемой является обеспечение нормальных климатических условий в горных выработках. Для нагрева воздуха в зимнее время и охлаждения воздуха в летнее время у скипового ствола сооружается калориферная.
На глубинах 1000-1300м температура рудничной атмосферы в очистных и подготовительных тупиковых забоях превышает допустимые нормы. Горные работы в Гремячинском руднике будут производиться на глубине до 1270м от поверхности, где температура пород составляет до 36,6°С. В дневные часы летнего периода года температура воздуха в районе околоствольного двора может превышать нормативную на 11,5 – 13,5°С
Из всех техногенных источников тепловыделений в выработках рудника, конвейерный транспорт имеет преобладающее значение. Работа конвейеров является причиной повышения температуры воздуха на 14,5°С. Для исключения влияния техногенного фактора на увеличение температуры воздуха, подаваемого в рабочие зоны, основными техническими решениями предусматривается удаление общешахтной исходящей струи воздуха по главным конвейерным штрекам. Панельные конвейерные штреки предусматривается изолировать вентиляционными парусными перемычками и проветривать обособленной струей воздуха по минимально-допустимой скорости.
С целью уменьшения нагрева поступающего воздуха за счет теплоотдачи горного массива предусматривается теплоизоляция главных и панельных воздухоподающих выработок, пройденных в каменной соли, уплотнительными теплоизоляционными покрытиями на основе полимерных материалов. Наряду с приведенными мероприятиями предусматривается применение местного кондиционирования в очистных и подготовительных выработках автономными экономичными шахтными охладителями.
В околоствольном дворе для проветривания камер служебного назначения, при повышенных температурах атмосферного воздуха в течение летнего периода, он должен охлаждаться поверхностными системами кондиционирования до температуры не превышающей нормативной (26 °С).
Для ремонта горно-добычного и транспортного оборудования предусматривается ремонтно-вспомогательное и складское хозяйство рудника, рассчитанное на мощность 7,3 млн. тонн сильвинитовой руды в год с перспективой увеличения до 14 млн. тонн, в составе:
    подземной электромеханической мастерской (ПЭММ);
    ремонтного бокса подземного гаража;
    подземного склада горюче-смазочных материалов (ГСМ);
    материального склада.

Добытая руда из рудника по СС выдается на поверхность по системе питателей и ленточных конвейеров поступает в обогатительный комплекс.
При производстве хлористого калия флотационным способом к промышленным отходам относятся галитовые хвосты и шламы, для складирования которых предусмотрены солеотвал и рассолосборник.
Шламовая пульпа насосами перекачивается на солеотвал. На солеотвале формируется штабель из твердых намытых отходов, рассол отводится в рассолосборник с площадью 45га.
Обезвоженные галитовые отходы складируются на солеотвал в течение первых пяти лет производственной деятельности горно-обогатительного комбината.
В последующие годы складирование галитовых отходов предусматривается в отработанное пространство рудника гидравлическим способом транспортировки.

Обогащение добытой руды

На этапе предпроектных проработок технических решений по обогащению добытой руды был выполнен комплекс работ, определивший:
- степень раскрытия зёрен руды по методике осаждения в тяжёлых жидкостях;
- кинетику измельчения в стержневой мельнице;
- процесс оттирки нерастворимого осадка;
- раздельную флотацию крупных и мелких частиц, степень извлечения KCL в зависимости от  степени измельчения руды, флотацию ангидрида из рудной мелочи, селективную флотацию ангидрида, оптимальный реагентный режим для ангидридовой и сильвинитовой флотации;
- степень осаждения нерастворимых шламов, скорость осаждения, тип флокулянта и его оптимальную дозировку;
В результате проведенных работ были определены:
- технологическая схема обогащения хлористого калия флотационным способом;
- материальный баланс и исходные данные для выбора оборудования, разработки проектной и рабочей документации.
В настоящее время разработаны все необходимые технические условия, получены согласования от федеральных органов власти РФ по газоснабжению, внеплощадочным системам технического водоснабжения, электроснабжению, внеплощадочным сетям связи, радиочастотам и железнодорожному транспорту и ведется проектирование поверхностного комплекса Гремячинского ГОКа силами «Научно-исследовательского и проектного института «Технологии обогащения минерального сырья» (ООО НИИПИ «ТОМС», г. Санкт-Петербург).

Энергоснабжение объектов ГОКа

Для обеспечения строящихся объектов Гремячинского ГОКа электроэнергией в декабре 2007 года был заключен договор с ФСК на технологическое присоединение к электрическим сетям, разработана проектная документация и осуществлено строительство подстанции 110/10 кВ, линии ВЛ 110 кВ от ПС «Котельниково» до ПС «ГОК», линии ВЛ 110 кВ от ПС «Заливская» до ПС «ГОК» и выполнена запитка потребителей промплощадки ГОКа и рабочего поселка на 1000 мест. Расчетное электропотребление 1-ой очереди (2.3 млн. тонн/год 95%KCl) составит 58-62МВт. Расчетное электропотребление с вводом 2-ой очереди (4.6 млн. тонн/год 95% KCl) составит 86,5 МВт. Построенные объекты энергетики имеют постоянное назначение и  используются в период строительства ГОКа.
Все мероприятия по обеспечению электроснабжения строящегося ГОКа позволили обеспечить потребителей необходимой мощностью и своевременно начать работы по проходке стволов.

Строительство вертикальных стволов.

С целью ускорения начала строительства и сокращения срока ввода предприятия в эксплуатацию было принято решение выделить в составе проектной документации по Гремячинскому ГОКу в отдельный этап проектную документацию «Клетевой и скиповой стволы. Проходка и строительство». Основными исполнителями проектной документации этапа  «Клетевой и скиповой стволы. Проходка и строительство» являются ООО «Научно-исследовательский и проектный институт «Технологии обогащения минерального сырья» (ООО «НИиПи ТОМС), ООО «Горно-строительная компания –Шахтпроект» (ООО «ГСК-Шатпроект»). Указанная проектная документация прошла государственную экспертизу в ФГУ «Главгосэкспертиза России», а также экспертизу промышленной безопасности и в настоящее время осуществляется строительство поверхностных комплексов и проходка стволов.
Вскрытие месторождения на данном этапе строительства рудника осуществляется двумя вертикальными стволами диаметром в свету 7м, определенным по условиям размещения в них оборудования и коммуникаций. В будущем планируется строительство 3-го вертикального ствола.
Проектная глубина скипового ствола составит 1147,3м. Ствол предназначен для подъема добываемой калийной руды, аварийного вывода людей и подачи свежего воздуха в подземные выработки. Ствол предполагается оборудовать многоканатной подъемной установкой с двумя скипами и аварийно-ремонтным подъемом. У ствола располагается калориферная установка, связанная со стволом калориферным каналом. Для подачи на добычной горизонт на период постоянной эксплуатации кабелей и технологических трубопроводов, в постоянном устье ствола предусматривается технологический проём для примыкания кабельно-трубного ходка.
Крепление ствола предусматривается тюбинговой крепью.  По мере проходки ствола возводится тюбинговая колонна сверху  вниз (с подвеской тюбингов) и заполнением затюбингового пространства бетоном.
Скиповой ствол на постоянный период оборудуется многоканатной подъемной установкой наземного базирования с двумя скипами грузоподъемностью 55 т каждый. Армировка ствола – канатная, с канатами полузакрытого типа. Тормозное устройство – дисковое. Разгрузка скипа – шиберная, донная.
Из геологической и гидрологической характеристики места строительства ствола и описания контрольно-стволовой скважины следует, что при его строительстве будет вскрыт ряд водоносных горизонтов, слагаемых неустойчивыми породами, с максимальным водопритоком  3150 м3/час. На основании этого проходка шахтного ствола в верхней части планируется с замораживанием горных пород.
При проходке ствола в интервале 520 м ÷ 830 м, в водоносных и устойчивых породах, применяется специальный способ водоподавления – тампонаж (цементация) массива по технологии фирм  «Shaft Sinkers» и «BASF».
Проходка ствола в интервале 830 м ÷ 1 182,6 м предусматривается обычным способом.
Проект замораживания пород разработан в рамках проекта по проектированию проходки шахтных стволов с замораживанием горных пород на месторождении Гремячинское, выполненного немецкой фирмой «Thyssen Schachtbau GmbH».
В период с 2007 по 2009 год строительство скипового ствола вела немецкая фирма «Thyssen Schachtbau». В этот период выполнено бурение и оснащение 44 замораживающих скважин глубиной 530м. Бурение замораживающих скважин осуществлено универсальными буровыми установками DBA-4. Смонтирована и введена в эксплуатацию замораживающая станция. Сооружен вентиляционный канал с галереей замораживающих скважин.
С января 2010г по настоящее время фирмой «Thyssen Schachtbau» производится работа по заморозке породного массива, активный период которой завершился в ноябре 2010г.
С 2010 года сооружение ствола осуществляет Управление строительства рудника, созданное структурным подразделением  МХК «ЕвроХим» – ООО «ЕвроХим-ВолгаКалий».  В период с марта по июль 2010 года ствол пройден и закреплен тюбинговой крепью в отметках -4,0/-44,5м. В период с августа 2010г по январь 2011г сооружены здания двухбарабанной подъемной машины, лебедочных  №1,2. В этих зданиях смонтированы и запущены в работу подъемная машина и проходческие лебедки. Смонтированы и введены в работу компрессорная и вентиляторная  установки блочного типа. Сооружен копер в виде пространственной четырехопорной металлической конструкции высотой 55,0м и оснащен на период проходки ствола. В стволе смонтирован 4-х этажный проходческий полок, стволопроходческая машина КС-2у/40, которой осуществляется загрузка породой  бадей объемом 4м³.
На отметке -1073,42м планируется выход на горизонт, где будет вестись проходка выработок околоствольного двора. На отметке -1085,1м будет сооружаться дозаторная камера с комплексом оборудования загрузки скипа. На горизонте -1147,3м будет сооружен горизонт сбора просыпи.
По завершению проходки обоих стволов, для обеспечения проветривания на период их армировка и проведения работ по сооружению околоствольных выработок проходится сбойка между стволами.

Глубина КС составит 1119,1м. По КС осуществляется спуск оборудования и материалов, спуск-подъем людей, выдача исходящей струи воздуха.
КС будет оборудован большегрузной двухэтажной клетью, противовесом, многоканатной подъемной машиной и вторым аварийно-ремонтным Клетевым подъемом с одноконцевой подъемной машиной.
Клетевой ствол сооружает фирма «Shaft Sinkers» ЮАР.
На основании имеющихся геологических отчетов, по результатам геологоразведочных работ и геологической документации проходка ствола в интервале глубин 0–52м проходка КС выполнена способом бурения с одновременным возведением крепи при помощи оборудования фирмы «HERRENKNECHT». Учитывая сложные гидрогеологические условия Гремячинского месторождения, наличие водоносных горизонтов и неустойчивых пород, в интервале глубин 52 ÷ 1119,1 м проходка КС ведется как обычным, так и специальным способом с тампонированием горных пород из забоя ствола. Ствол оснащен пятиэтажным проходческим полком, 2-мя бадьевыми подъемами, емкость бадей 4,5м³. Бурение шпуров по забою осуществляется 6-ти стреловой буровой установкой «Jumbo», а отгрузка породы стволопроходческой машиной 20.2 CUB FT LASHING UNIT. Крепление ствола в отметках -7,0/-62,0м выполнено железобетоном.  Далее крепление ствола ведется тюбинговой крепью с заполнением затюбингового пространства бетоном. При проходке ствола сквозь водоносные горизонты предусмотрено оттеснение водопроявлений посредством опережающего тампонажа. Буровой установкой бурятся 16 скважин глубиной до 42м, через которые осуществляется нагнетание тампонажного состава в породный массив. Далее бурятся 4 контрольные скважины для определения качества выполненного тампонажа. На основе полученных данных принимается решение о проходке затампонированного интервала или его дополнительном тампонаже.  Бурение тампонажных скважин происходит, когда ожидается пересечение водоносных горизонтов. Сначала в них закачивается цементный, а затем – химический растворы.
Для проходки стволов методом тампонажа горных пород на Гремячинском месторождении будут использоваться оба типа тампонажных растворов – цементные и химические – для блокирования как трещиноватых, так и пористых горных пород. Ожидается, что потребуется многократная инъекция цементных и химических растворов для обеспечения защиты ствола от притока подземных вод.
При производстве тампонажных работ будут использоваться тампонажные материалы, произведенные как в России, так и за рубежом.
На отметке 1083,5м планируется рассечка и выход на горизонт с последующим строительством выработок околоствольного двора. На отметке -1115,0м будет сооружен горизонт сбора просыпи.
В КС для основного Клетевого подъема принята жесткая расстрельная армировка. Шаг армировки – 6м.
В настоящее время на площадке сооружены здание вентиляторной установки, здание мастерской, складские помещения, здания полкового и бадьевого подъемов, здание тампонажного комплекса, компрессорная. Сооружен башенный копер проходческого периода высотой 45,0м. Так же на площадке ведется работа по строительству вентиляционного канала.

Автор: Тихонов Валерий Макарович – директор по техническому развитию ООО “ЕвроХим-ВолгаКалий”

Компания «Горные инструменты»
г. Екатеринбург, ул. 8 Марта, 205–410
т/ф (343) 256-30-87, 256-30-94
e-mail: gor@gortools.ru
адрес в Интернете: www.gortools.ru

Глобальный тренд в производстве никеля из окисленных (латеритных) руд современными технологиями автоклавного и кучного выщелачивания – поиск путей снижения капиталоемкости, себестоимости и расширения минерально-сырьевой базы кондиционных руд (не менее 1 % Ni).
На Урале и в северном Казахстане сосредоточены большие запасы окисленных силикатных руд (около 2 млн т по никелю) в мелких или бедных (0,5–1 % Ni) месторождениях, некондиционных для разработки современными технологиями.
Вместе с тем достаточно давно известна технология скважинного подземного выщелачивания (ПВ) металлов из руд на месте залегания, которая уже более 40 лет широко применяется для добычи урана во всем мире. Для технологии ПВ характерно снижение в 2–4 раза капитальных и эксплуатационных затрат. В России в настоящее время по технологии ПВ ведется промышленная добыча урана (ЗАО «Далур», Курганская обл.; ОАО «Хиагда», Республика Бурятия), меди (ОАО «Уралгидромедь», Свердловская обл.) и золота (ЗАО «Геопоиск», Свердловская обл.).
Для добычи никеля технология ПВ до сих пор не применяется из-за высокого удельного расхода кислоты и отсутствия эффективной схемы переработки продуктивных растворов.
Помощь ионообменных смол
Специалистами ГК «Голд» разработана и запатентована технология ПВ, позволяющая рентабельно добывать никель из бедных силикатных руд в виде 45–50 % концентрата высокой степени очистки от примесей с помощью ионообменных смол.
В 2008 году ГК «Голд» успешно провела опытные работы по ПВ никеля на Точильногорском месторождении (Свердловская обл., запасы Ni – 32,4 тыс. т, содержание – 0,56 %). В настоящее время идет проектирование опытно-промышленного предприятия ПВ производительностью по Ni1, 5 тыс. т/год.

Как это работает?
Принципиальная схема технологии добычи никеля методом подземного выщелачивания (ПВ) представлена на рис. 1. Рудные тела вскрываются сетью нагнетательных (закачных) и откачных скважин, пробуренных с поверхности, оборудованных полиэтиленовыми трубами и в рудной части – фильтрами. Раствор серной кислоты закачивается через закачные скважины в руду, фильтруется через нее с образованием продуктивных по никелю растворов, которые откачиваются через откачные скважины погружными насосами на поверхность и перерабатываются с помощью ионообменных смол в никелевые концентраты высокой степени очистки от примесей.

Рис. 1. Принципиальная схема ПВ никеля из бедных окисленных руд на месте залегания и извлечения его в очищенный концентрат с помощью ионообменных смол.
К природным критериям пригодности руд для отработки по технологии ПВ следует отнести: степень обводненности руд, их фильтрационные свойства, наличие непроницаемых водоупоров, минеральную форму соединений металлов, относительно легко вскрываемую растворителем и др. К технологическим критериям относятся: возможность применения недорогого селективного растворителя металла, наличие эффективной технологии переработки продуктивных растворов на поверхности, позволяющей извлекать металл в товарный продукт, очищать оборотные растворы от балластных примесей и возвращать их на выщелачивание, а также некоторые другие.

На рис. 2 показана диаграмма, характеризующая удельную капиталоемкость действующих и проектируемых предприятий по добыче никеля из окисленных руд современными технологиями автоклавного и кучного выщелачивания в сравнении с проектом нашего предприятия. Из сравнения следует, что капиталоемкость предприятия ПВ составляет 5–7 тыс. $ на 1 т Ni в год, что в 5–10 раз ниже капиталоемкости предприятий автоклавного и кучного выщелачивания никеля (22–55 тыс. $).
В табл. 1 приведены технико-экономические показатели этих же предприятий, откуда следует, что удельный расход серной кислоты при подземном выщелачивании (по технологии ГК «Голд») снижается в 2–3 раза, с 300–600 кг/т руды до 180–220 кг/т, энергозатраты – в 2–4 раза, с 7–14 МВт до 3–4 МВт на 1 т никеля в год.
При равной себестоимости получения никеля в концентрате (3,5–5,5 тыс. $/т) себестоимость 1 т конечного рафинированного никеля при добыче методом ПВ снижается с 5,2–7,0 тыс. $ до 4,0–5,0 тыс. $ за счет более глубокой ионообменной очистки. Глубину очистки характеризует соотношение СNi: ∑ Спримеси, которое в случае нашей технологии повышается с 7–20 до 200–500.

Тыс. $/т Ni в год

- кучное выщелачивание (HeapLeaching), – автоклавное выщелачивание (HPAL),- подземное выщелачивание ГК «Голд» (GoldMining)

Рис. 2. Капиталоемкость предприятий по добыче никеля из окисленных руд

Кондиционное содержание никеля в руде в результате уменьшается с 1–1,5 до 0,5 %, а потенциал кондиционных ресурсов окисленных (латеритных) руд увеличивается с 40–100 до 200 млн т никеля.
Эти показатели технологии ПВ явились следствием отсутствия высокозатратных переделов: вскрыши и добычи руды, ее транспортировки и измельчения. А также снижения расхода серной кислоты.
Меньшая степень извлечения никеля из руд при ПВ 70–80 %, с одной стороны, снижает конкурентную способность технологии ПВ при переработке богатых руд, но, с другой стороны, возможность рентабельной отработки бедных руд значительно ее повышает, где конкуренции технологии ПВ практически нет.
А ресурсная база месторождений может быть увеличена как минимум вдвое. Так, при детальной разведке Точильногорского месторождения под ПВ запасы никеля были увеличены с 11 тыс. т до 32 тыс. т за счет снижения балансового содержания никеля в рудах с 1,1 до 0,56 %, что дало практически тройной прирост ресурсной базы.
Эти обстоятельства и позволяют рентабельно разрабатывать малые и бедные месторождения никеля и значительно снижают экономические и технологические риски.

Таблица 1. Технико-экономические показатели переработки окисленных никелевых руд.

Показатели    Автоклавное выщелач. (HPAL)    Кучное выщелач. (HeapLeach)    Подземное выщелач. (InsituLeach) с сорбц. очисткой
Основные переделы:
– вскрышные работы и добыча руды
– транспортирование руды
– измельчение или дробление руды
– выщелачивание при повышенной температуре и давлении
– гидрометаллургическая переработка растворов
– бурение скважин

Капиталоемкость на 1 т Ni в год, тыс. $    37–55    22–26    5–7
Операционные затраты, на 1 т Ni в концентрате, тыс. $    3,5–5,5    3,5–5,5    3,5–5,5
Доля затрат на реагенты в себестоимости, %    20    30    50
Затраты на аффинаж на 1 т Ni, тыс. $    1,5–1,7    1,5–1,7    0,5–1,2
Себестоимость рафинированного никеля, тыс. $    5,2–7,0    5,2–7,0    4,0–5,0
Энергозатраты, на 1т Ni в год, МВт    12–14    7–8    3–4
Расход серной кислоты, кг/т руды    300–400    350–600    180–220
Степень извлечения Ni из руды в концентрат, %    90    75–80    70–80
Кондиционное содержание Ni в руде, не менее %    1,5    1,0    0,5
Рентабельная производительность, тыс. т Ni в год, не менее
20
20
1,5
Содержание Ni в концентрате, %    45–60    45–60    45–50
Соотношение СNi: ∑ Спримеси в концентрате    7–20:1    7–20:1    200–500:1
Потенциал кондиционных мировых ресурсов окисленных (латеритных) руд, млн т никеля

40–100

40–100

200
Примечание: Знак «+» обозначает наличие, знак «–» – отсутствие данного передела

В мире насчитывается 36 стран с выявленными ресурсами никеля. Исходя из опубликованных данных, их можно оценить в 300–305 млн т. Самыми крупными ресурсами обладают Австралия, Россия, Новая Каледония, Куба и Индонезия.
На долю латеритного никеля (в окисленных рудах) в мировых ресурсах приходится 72 % (216 млн т), сульфидного – 28 % (84 млн т). Из них балансовых запасов латеритного никеля (по категориям А+В+С1+С2) – не более 100 млн т (+ 62 млн т сульфидного), а подтвержденных по кондициям (А+В+С1) – не более 40 млн т (+18 млн т сульфидного).
В результате запасы бедных и забалансовых (некондиционных) руд могут составить не менее чем двукратный дополнительный прирост, еще как минимум 100 млн т латеритного никеля.
Но использование современных технологий (автоклавного и кучного выщелачивания) для бедных некондиционных руд (менее 1 % Ni) экономически нецелесообразно.

Мировая никелевая промышленность обеспечена подтвержденными запасами металла в сульфидных и окисленных рудах при текущей добыче около 1,5 млн т/год (сейчас на 2/3 из сульфидных руд) на 40 лет, хотя общих запасов хватит на 120 лет. Вместе с тем ежегодный мировой прирост производства никеля в товарных рудах и концентратах начиная с 1990 г. в среднем составляет 3,1 %. Даже при таких темпах увеличения добычи истощение рентабельных запасов произойдет значительно быстрее.
Рост спроса на никелевые продукты (в основном на производство нержавеющих сталей) составляет 4–5 % в год. То есть спрос опережает предложение. При современном осуществлении проектов мировое производство никеля в конечной продукции может возрасти с начала второго десятилетия XXI века с 1 500 до 2 000 тыс. т/год, причем более 2/3 этого объема будет производиться из руд латеритных месторождений. В результате к 2020 г. основной объем никеля будет производиться не из сульфидных, а из окисленных руд. Причем наращивание минерально-сырьевой базы никелевой промышленности мира ведет к диверсификации горнодобывающего и металлургического комплексов.

Без аналогов
Промышленное подземное выщелачивание никеля не имеет аналогов в мире, поэтому исходные данные для проектирования опытно-промышленных работ на Точильногорском месторождении и основные проектные решения в настоящее время проходят многократную проверку. В качестве методической основы для технологических исследований используются разработки, применяемые для ПВ урана, как наиболее полные и многократно подтвердившие свою эффективность. Согласно принятой методике, проектирование промышленного предприятия ПВ осуществляется на основе исходных данных, полученных по этапам:
– укрупненные лабораторные опыты по фильтрационному выщелачиванию и переработке продуктивных растворов никеля;
– натурные опытные работы по выщелачиванию в горнорудном массиве;
– опытно-промышленные работы на полигоне ПВ с переработкой растворов.
В настоящее время укрупненные лабораторные работы подтвердили возможность извлечения никеля из руд на уровне 70–80 % раствором серной кислоты при ее расходе от 30 до 50 кг на 1 кг никеля в зависимости от режима выщелачивания и содержания Ni в руде. По результатам лабораторных исследований нами были получены исходные данные для проведения натурных опытных работ и разработан технологический регламент на опытно-промышленную установку переработки продуктивных растворов ПВ по гидратно-сорбционной схеме с получением готовой продукции – основного карбоната никеля.
В ходе исследований установлено, что начиная с минимальной промышленной концентрации никеля в продуктивных растворах около 1 г/л достигается максимальная емкость (25 г/л) ионообменной смолы марки LеwatitTP 207 фирмы Lanxes, рекомендованной к использованию согласно регламенту.
В ходе выполнения работ нам впервые удалось разработать два инновационных решения, позволивших, на наш взгляд, сделать технологию ПВ никеля из бедных руд рентабельной.
Первое инновационное техническое решение– дифференцированный режим подземного выщелачивания руды раствором серной кислоты, позволяющий примерно в 2 раза сократить удельный расход кислоты с 300–400 до 180–220 кг/т руды при извлечении 70–80 % никеля из руд с содержанием 0,5–1,0 %. Данное решение значительно сокращает капитальные и операционные затраты (см. Патент РФ № 2 430 980 на «Способ извлечения никеля кучным или подземным выщелачиванием из силикатных руд», МПК С22В 23/00 от 10.10.2011 г. Приоритет 30.03 2010 г.).
Второе инновационное техническое решение связано с сорбционной переработкой продуктивных растворов ПВ никеля. Нами разработан регламент переработки продуктивных растворов по гидратно-сорбционной схеме с извлечением никеля на 97–98 % в концентрат, очищенный от примесей в процессе регенерации ионообменной смолы. Очистка осуществляется до уровня, позволяющего без дополнительного аффинажа концентрата использовать его непосредственно в получении электролитного и других видов рафинированного никеля. Соотношение в концентрате СNi: ∑Спримеси повышается от 7–20 до 200–500. Это решение существенно увеличивает товарную стоимость концентрата и снижает себестоимость получения конечного рафинированного продукта (см. Патент РФ № 2 430 981 на «Способ извлечения никеля из растворов и очистки от примесей», МПК С22В 23/00 от 10.10.2011 г. Приоритет 30.03 2010 г.).
Натурные опытные работы и проектирование опытно-промышленных работ проводились горнодобывающей компанией «Голд» в рамках Геологического задания на проведение разведочных работ в пределах Точильногорского месторождения силикатно-никелевых руд, выданного 03.08.2007 г. региональным агентством по недропользованию по Уральскому ФО на основании лицензии № СВЕ 02362 ТР, полученной ГК «Голд» 19.06.2007 г. на геологическое изучение, разведку и добычу силикатно-никелевых руд Точильногорского месторождения. Специалистами ГК «Голд» был разработан, а департаментом по недропользованию по УрФО 10.11.2007 г. согласован проект на проведение разведочных и оценочных работ на участке недр Точильногорского месторождения, имеющего статус горного отвода.
Целью опытных работ являлось технологическое опробование процесса подземного выщелачивания никеля из силикатных руд раствором серной кислоты в натурных условиях Точильногорского месторождения. Задачи опытных работ состояли в проверке и обосновании возможности проведения опытно-промышленных работ на месторождении по отработке его методом ПВ сернокислыми растворами. Основным показателем процесса служила возможность получения промышленных концентраций никеля (около 1 г/л) в откачных продуктивных растворах, а также динамика его извлечения в раствор в начальный период процесса ПВ в сравнении с укрупненными лабораторными опытами. Кроме того, задачей опытных работ было определение ориентировочного ореола растекания продуктивных растворов в недрах за контур опытной ячейки и изучение управляемости процесса растекания растворов при изменении параметров откачки и закачки.
Отдельно был проведен экологический двухскважинный (дуплетный) опыт вне зоны влияния опытной ячейки (на расстоянии около 100 м от нее) с целью определения миграционных параметров песчано-глинистой коры выветривания и скального субстрата и количественной оценки на этой основе влияния способа ПВ на подземные и поверхностные водные объекты.
По минеральному и химическому составу руды Точильногорского месторождения относятся к трем типам: окисленные, полуокисленные и слабоокисленные.
Окисленные руды приурочены к верхней части залежей и имеют подчиненное значение (8–10 % запасов). Им присуще полное замещение исходных минералов серпентинита оксидами и гидроксидами железа, кремнистыми образованиями, тальком и нонтронитом. Для их химического состава характерно повышенное содержание трехвалентного железа, кремнезема и низкое – магния. В гранулометрическом составе резко преобладают частицы алевритистой размерности.
В залегающих ниже полуокисленных рудах, являющихся основными на месторождении (85–90 % запасов), присутствуют как новообразованные (оксиды и гидроксиды железа, кремнистые образования, тальк, нонтронит, гарниерит), так и первичные, лишь гидратированные (антигорит), минералы. В химическом составе это выражается в примерно равном содержании трехвалентного железа и магния. По гранулометрическому составу руды представлены частицами песчано-глинистой и дресвяно-песчано-глинистой размерности. Содержание глинисто-алевритистых частиц изменяется от 30 до 50 %.
Слабо окисленные руды (3–5 % запасов) залегают в нижней части коры выветривания, в так называемой зоне выщелачивания. Гранулометрический состав руд преимущественно дресвяно-щебнистый и щебнистый, на отдельных участках с примесью глинисто-алевритистой фракции (до 10–30 %).
Глубина залегания подошвы залежей на месторождении изменяется в пределах 45–80 м, кровли – 22–33 м, мощность залежей – 22–48 м. Уровень грунтовых вод расположен в среднем на глубине 33 м.
На месторождении проведена детальная разведка. Для натурных опытных работ выбрана представительная опытная ячейка (рис. 3 и фото в Приложении 1) в форме квадрата 7,1 х 7,1 м, в углах которого оруденение вскрыто четырьмя закачными скважинами (№ 4, 5, 6, 7) и одной откачной скважиной в центре (№ 1). Откачная скважина вскрывает своей фильтровой частью весь рудный интервал (21 м), фильтры закачных скважин – 10 м верхней части оруденения, чтобы направить выщелачивающие растворы не только по простиранию руды, но и сверху вниз по мощности. За контуром ячейки сооружены две наблюдательные скважины: № 11н – на расстоянии 5 м и № 12н – на расстоянии 7 м от контура. Фильтры наблюдательных скважин вскрывают весь рудный интервал.
Опытной ячейкой вскрыты только два типа руд: окисленные (доля – 28 % общей массы) и полуокисленные (72 %), поскольку залегающие ниже слабоокисленные руды имеют (по данным расходометрии) аномально повышенную водопроводимость и, кроме того, их доля в запасах, как уже указывалось ранее, весьма невелика. Заключенные в контуре опытной ячейки 1 312 т горнорудной массы имеют среднее содержание никеля 0,74 %. Усредненный химический состав руд опытной ячейки приведен в табл. 2.

Таблица 2. Химический состав руд опытной ячейки, %

Компоненты    Окисленные руды    Полуокисленные руды
K2O    0,02    0,03
Na2O    0,03    0,04
SiO2    54,12    64,17
TiO2    0,04    0,07
Al2O3    1,32    2,49
Cr2O3    0,69    0,63
Fe2O3    29,99    12,39
FeO    0,48    0,53
CaO    0,44    0,33
MgO    3,73    9,55
MnO    0,70    0,36
Ni    0,79    0,73
Co    0,031    0,016
CO2    0,14    0,27
Cu    <0,05    <0,05
п.п.п.    7,24    8,19

Опыт проводился в замкнутом цикле оборотных растворов, без их переработки или сброса в недра за контур ячейки, что было продиктовано экологическими и экономическими соображениями. Опыт имел целью отработать только начальный период процесса ПВ – до получения промышленных концентраций никеля. Продолжение выщелачивания в замкнутом циркуляционном режиме без переработки растворов привело бы к искажению реальной динамики процесса и технико-экономических показателей из-за прогрессирующего накопления макропримесей (Fe, Mg и Al), мешающего извлечению никеля.
Вначале проводилась настройка оборотного цикла на грунтовой воде с балансом откачных и закачных растворов при подаче 2 м3/ч. При этом подземная вода откачивалась из откачной скважины № 1 погружным насосом 1 в буферную емкость 2 через щелевой расходомер 3. Из буферной емкости вода самотеком равномерно (по 0,5 м3/ч) распределялась по четырем закачным скважинам с помощью запорной арматуры и щелевых расходомеров. Работа на оборотной воде продолжалась в течение 2 суток. В это время проводилась настройка работы всего оборудования, отслеживались динамические уровни в скважинах, а также отбирались пробы грунтовой воды на химический анализ.
Исходными данными для технологического режима выщелачивания послужили результаты укрупненного лабораторного опробования рудных керновых проб (навески по 18–50 кг) в фильтрационном режиме выщелачивания. Наилучшие показатели получены при дифференцированном режиме выщелачивания руд растворами с концентрациейсерной кислоты в пределах 5–200 г/л и средней концентрацией за все время опыта 65 г/л. При извлечении никеля на 70–80 % из руды с исходным его содержанием 0,73 % расход кислоты составил 180–220 кг на 1 т руды, средняя концентрация никеля в растворах – 1,7 г/л, отношение Ж:Т – 3:1. Промышленные концентрации никеля в продуктивных растворах (1 г/л и выше) появляются при расходе кислоты 50–60 кг на 1 т руды через 14–16 суток. На опытной ячейке поддерживался режим выщелачивания, определенный лабораторными опытами.
После стабилизации оборотного цикла началась подача в выщелачивающий раствор серной кислоты. Серная кислота из сборника 4 дозировочным мембранным насосом 5 подавалась в щелевой расходомер 3, куда одновременно поступал раствор с откачной скважины с расходом 2 м3/ч. Дозировка серной кислоты настраивалась опытным путем и каждые два часа контролировалась анализом на кислотность на выходе из буферной емкости 2. Откачной раствор ежесуточно анализировался на содержание Ni, Mg, Fe с определением рН и кислотности. После доукрепления серной кислотой раствор равномерно распределялся по закачным скважинам.
Динамика извлечения никеля в раствор показала (рис. 4), что при расходе раствора 2 м3/ч (0,036 отношения Ж:Т в сутки) и средней концентрации серной кислоты в выщелачивающем растворе 65 г/л уже через 12 суток концентрация никеля в продуктивном растворе достигла 939 мг/л. Полученные данные на этот момент практически полностью соответствовали динамике извлечения никеля в укрупненных лабораторных опытах. Концентрация никеля в наблюдательной скважине № 11н на расстоянии 5 м от контура опытной ячейки выросла до 446 мг/л, на расстоянии 7 м – в скважине № 12н – изменения химического состава подземных вод на этот момент не обнаружено. Кратковременный переход (на 4 суток) на расход раствора 4 м3/ч (0,073 отношения Ж:Т в сутки) привел к увеличению контура растекания и разубоживания продуктивных растворов: в откачном растворе концентрация никеля постепенно снизилась до 801 мг/л, в 5 м от контура – до 264 мг/л, а в 7 м от него через 10 суток появились никель и магний в количестве 3,6 и 70 мг/л, соответственно.
Возврат к расходу 2 м3/ч постепенно (через 6 суток) привел к увеличению содержания никеля в откачном растворе до 1 074 мг/л. После прекращения подачи кислоты в течение последующих 10 суток концентрация никеля варьировалась в интервале 970–1 104 мг/л.
Поведение основных макропримесей (Fe и Mg) четко соответствовало изменению концентрации никеля в растворе. Эти данные свидетельствуют о хорошей управляемости процесса ПВ как с технологической точки зрения, так и с позиции экологического контроля и защиты окружающей среды вне лицензионной площади месторождения.
Другие показатели опытных работ также полностью соответствуют данным лабораторных опытов: при общем расходе серной кислоты 77 т и отношении Ж:Т = 1,02:1 удельный расход кислоты составил 57,3 кг на 1 т руды, а средняя ее концентрация в выщелачивающем растворе – 65 г/л. По предварительным подсчетам, с учетом законтурного растекания объем продуктивных растворов составил около 2 370 м3 со средней концентрацией никеля 750 г/ м3. В раствор переведено 1 777 кг никеля с извлечением его из руды на 18,3 %.
Для экологического опыта были выбраны две скважины (закачная и откачная), расположенные на расстоянии 14 м друг от друга и вскрывающие как песчано-глинистую кору, так и зону дезинтеграции, представленную дресвяно-щебнистыми отложениями. В качестве инертного индикатора использовался раствор NaС1 с концентрацией 2 г/л, в качестве активного реагента – раствор серной кислоты с концентрацией на различных этапах опыта от 5 до 10 г/л.
Опыт проводился с постоянным дебитом откачки-закачки, равным 0,4 л/с (1,44 м3/ч). Появление соли (хлоридов) зафиксировано в откачной скважине через 5 суток.
Фактическая скорость распространения инертных индикаторов в водоносном горизонте с учетом созданного гидродинамического градиента, равного 1,17, составила 3,28 м/сут. Скорость распространения рН-зависимых компонентов в 5–7 раз меньше.
При дуплетном опробовании зафиксировано снижение значения рН на 0,65 ед. (с 7,8 до 7,15) только на 22-е сутки опыта.
Способ ПВ не нарушает гидродинамический режим, на месторождении в целом объем откачки растворов равен объему закачки, поэтому растекание продуктивных растворов за пределами опытного полигона возникает за счет естественного гидродинамического градиента.
На Точильногорском месторождении из-за приводораздельного положения участка и большой зоны аэрации гидродинамический градиент в сторону р. Каменки составляет всего 0,008. При этом миграция консервативных компонентов (ион магния и сульфат-ион) по ленте тока за три года опытно-промышленных испытаний не превысит 30 м.
За счет высокой реагентоемкости пород за три года зона кислых вод сместится от края полигона вниз по потоку всего на 5–6 м.

Выводы
На основании результатов технологических и экологических опытов, проведенных в натурных условиях Точильногорского месторождения, можно сделать следующие выводы:
– при расстоянии пути фильтрации растворов по кратчайшим линиям тока – 5 м за 26–30 суток получены устойчивые промышленные концентрации никеля в продуктивных растворах на уровне 0,97–1,1 г/л;
– динамика извлечения никеля в раствор практически полностью соответствует аналогичной динамике в укрупненных лабораторных опытах в начальный период выщелачивания;
– ореол растекания продуктивных растворов за контур опытной ячейки при расходе 2 м3/ч не превышает 5 м;
– кратковременное увеличение расхода до 4 м3/ч показало практически пропорциональное разбавление законтурных растворов и распространение ореола растекания до 7 м;
– возврат к исходному расходу вернул ореол растекания в прежние границы, что свидетельствует о хорошей управляемости процесса ПВ с точки зрения экологического контроля и защиты окружающей среды вне лицензионной площади месторождения;
– благодаря высокой кислотоемкости руд и вмещающих пород нейтрализация кислых продуктивных растворов в недрах происходит уже на расстоянии до 6 м от закачных скважин;
– скорость распространения консервативных элементов (ионы магния и сульфат-ионы) составит всего 0,026 м/сут, поэтому их распространение по ленте тока за время опытно-промышленных работ (три года) не превысит 30 м;
– по регламентируемой схеме передела продуктивных растворов с образованием гипсогидратов, содержащих большое количество воды, работа полигона ПВ в период работы цеха переработки будет протекать с дебалансом растворов в сторону откачки, поэтому растекание в недрах экологически вредных элементов в сторону нелицензионной площади месторождения полностью исключается.
Результаты опытных работ на полигоне ПВ и разработанная авторами в укрупненных лабораторных условиях технологическая гидратно-сорбционная схема переработки продуктивных растворов ПВ с выделением концентрата никеля (не менее 45 %) могут послужить основой строительства цеха переработки и перехода к полному комплексу опытно-промышленных работ с получением 1 500 т никеля в год. Себестоимость 1 т никеля ориентировочно составит 3,5–5,5 тыс. $, что является высокорентабельным показателем даже в условиях резкого снижения мировой цены на никель.

Приложения: Приложение 1. Фото опытной установки

Авторы: генеральный директор, канд. экон. наук  В.В. Свиблов, финансовый директор А.В. Черкасских, технический директор В.Ю. Смышляев, главный технолог,  канд. техн. наук    В.А. Гуров, ведущий инженер гидрогеолог   В.С. Тагильцев,  ведущий инженер технолог Г.С. Гребнев

Ссылки на источники: см. монографию Л. В. Игревской «Тенденции развития никелевой промышленности: мир и Россия» – М., Научный мир, 2009 г., а также обзорные статьи в Интернете на сайте ИАЦ «Минерал» за 2000–2011 гг. URL: http://www.mineral.ru.