он весь может быть охвачен воздействием возбуждаемых импульсов. Однако высокий расход электроэнергии вряд ли позволит использовать этот способ постоянно. Видимо, использовать электрогидравлический эффект следует периодически, в течение некоторого времени с целью нейтрализации факторов, снижающих интенсивность выщелачивания.
Гидроимпульсаторы могут использоваться непрерывно при закачке выщелачивающих растворов в блок. Их воздействие будет более
1. Аренс В.Ж., Перов Н.В., Лунев Л.И. Интенсификация процесса подземного выщелачивания в электромагнитных полях. М., МГРИ им. С. Орджоникидзе, 1978.
2. Русихина Л.П. Влияние постоянного тока на кинетику гетерогенных реакций. / Совершенствование техники и технологии разработки месторождений полезных ископаемых. МГИ, 1968.
3. Озолин Л.Т., Русихина Л.П. Выщелачивание меди из медьсодержащих руд под воздействием внешних полей. МГИ, 1968.
4. Халезов Б.Д., Перов Н.В., Руденко Н.К. и др. Исследования интенсификации процесса выщелачивания меди из руд в электрических полях высокой частоты. /
ощутимым, если гидроимпульсаторы размещать не на устье закачных скважин, а в их забое. Постоянное воздействие гидроимпульса-торов, возможно, будет препятствовать коль-матации и каналированию растворов. Представляется, что импульсы высокого давления будут влиять на кинетику выщелачивания -скорость диффузии и массопередачу на границе твердой и жидкой фаз.
Однако это влияние требует детального изучения.
----------------- СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ
Тр. Института «Унипромедь». Свердловск, 1973, вып. 16.
5. Мосинец В.Н., Абрамов А.В. Разрушение трещиноватых и нарушенных горных пород. М.: Недра, 1982.
6. Ракишев Б.Р. и др. Ослабление трудно-разрушаемых пород взрывом. Алма-Ата, Наука, 1974.
7. Юткин Л А. Электрогидравлический эффект и его применение в промышленности. Л., Машиностроение, 1986.
8. Емелин МА., Морозов В.Н. и др. Новые методы разрушения горных пород. - М.: Недра, 1990, - 240 с.
9. Потоцкий В.Б. Основы теории и проектирования гидроударных буровых машин пульсационно-прессового действия. Алма-Ата, Изд. АН КазССР, 1964.
— Коротко об авторах -----------------------------------------------------------------------------
Жалгасулы Н - доктор технических наук, зав. лаб. физико-химических процессов переработки минерального сырья,
Битимбаев МЖ. - доктор технических наук, профессор, гл. научный сотрудник лаб. физико-хим. процессов переработки минерального сырья,
Черний Г.М. - кандидат технических наук, ст. научный сотрудник,
Тумаков В.А - кандидат технических наук, ст. научный сотрудник лаб. физико-химических процессов переработки минерального сырья,
Республика Казахстан, г. Алматы.
----------------------------------- © В.Г. Литвиненко, В.М Лизункин,
А. А. Морозов, 2005
УДК 622.234/42
В.Г. Литвиненко, В.М. Лизункин, А.А. Морозов
ИНТЕНСИФИКАЦИЯ ПРОЦЕССА КУЧНОГО ВЫЩЕЛАЧИВАНИЯ УРАНА ИЗ КАРБОНАТНЫХ РУД
Семинар № 15
Современный этап развития производственной деятельности ОАО ППГХО характеризуется истощением сырьевой базы, представленной в основном алюмосиликатны-
ми рудами. Данное обстоятельство повлекло за собой необходимость вовлечения в отработку более бедного по урану и реагентоемкого упорного сырья. При этом соотношение пере-
рабатываемых на гидрометаллургическом заводе «богатых» по урану руд к «бедным» смещается в сторону последних, что может привести к значительным дополнительным затратам на переработку и, как следствие, повышению себестоимости готовой продукции. Выходом из данной ситуации явилось применение кучного сернокислотного выщелачивания «бедных» руд, позволившее существенно расширить сырьевую базу предприятия и наращивать объемы производства.
Однако, в ближайшей перспективе объединение планирует вовлечение в отработку глу-бокозалегающих, а так же запасов карбонатного сырья, которое потребует переоборудование завода под карбонатную технологию переработки. Мировой опыт и ранее проводимые исследования показывают, что наиболее эффективным, но в тоже время довольно дорогостоящим методом переработки данных руд является автоклавное содовое выщелачивание, при котором достигается степень извлечения 95-96 %. Другие методы переработки пока не составляют конкуренцию последнему [1]. Так при выщелачивании карбонатных руд в пачуке степень извлечения урана не превышает 75 %
Таблица 1
Гранулометрический состав выщелоченной руды в зависимости от степени дробления исходного материала
при продолжительности процесса 72 часа. Кучное содовое выщелачивание обеспечивает извлечение 50-55 %, при довольно длительном времени переработки. Однако они могут стать перспективными при решении вопроса повышения извлечения, так как отличаются простотой технологической схемы и невысокими капитальными и экспериментальными затратами.
Интенсификация технологии перколяцион-ного извлечения урана может быть достигнута применением нескольких, наиболее приемлемых методов. В мировой практике изучены и широко применяются методы механической (дробление руд, агломерация и т.п.), физической (воздействие электрическим током, магнитными полями и т.п.), биологической (применение бактерий) и химической (использование окислителей, активных добавок и т.п.) интенсификации процесса выщелачивания [2, 3, 4]. Эффективность данных методов в конечном итоге сводится к сокращению сроков переработки рудной массы и повышению степени извлечения полезного компонента. Однако эти методы интенсификации применительно к карбонатному выщелачиванию урана мало изу-ченны и сводятся в основном к применению
Класс круп- Выход класса, %
ности, - 100 + 0 мм - 50 + 0 - 25 + 0 - 10 + 0
мм Исход Кек Исход Кек Исход Кек Исход Кек
+ 100 9,6 0 - - - - - -
- 100 + 50 9,0 17,8 - - - - - -
- 50 + 25 25,1 18,5 40,2 36,2 - - - -
- 25 + 10 12,0 19,5 13,2 15,6 47,3 43,6 - -
- 10 + 0,1 41,1 32,0 42,8 35,8 48,6 42,4 95,5 83,5
-0,1 3,2 12,1 3,8 12,3 4,1 13,9 4,5 16,4
Итого: 100 99,9 100 99,9 100 99,9 100 99,9
Таблица 2
Фракционное распределение урана и молибдена в классе -1,0 + 0 мм выщелоченного кека
Фракция, Степень дробления исходной руды
мм - 100 + 0 мм - 50 + 0 - 25 + 0 - 10 + 0
и, % Мо, % и, % Мо, % и, % Мо, % и, % Мо, %
+ 1 0,021 0,002 0,025 0,004 0,025 0,001 0,037 0,005
- 1+0,5 0,022 0,002 0,025 0,004 0,024 0,002 0,026 0,003
- 0,5 +0,3 0,013 0,002 0,013 0,004 0,018 0,002 0,036 0,004
- 0,3 +0,1 0,010 0,002 0,008 0,006 0,022 0,003 0,035 0,005
-0,1 0,012 0,002 0,012 0,008 0,024 0,003 0,036 0,005
Врем в выщглачнааннв, сут
дорогостоящих окислителен, таких как перманганат калия (КМп04) [5].
С целью определения возможности механической интенсификации процесса содового выщелачивания урана были проведены лабораторные исследования по определению оптимальной степени дробления карбонатных руд. Для чего изучаемый материал, содержанием урана 0,0150 %, был предварительно додроб-лен до крупности: -100, -50, -25 и -10 мм. Определение технологических параметров выщелачивания проводилось в инфильтрационном режиме на материале 11 частных проб. Орошение рудной массы осуществлялось растворами соды с добавкой в качестве окислителя перманганата калия круглосуточно с интенсивностью 5-6 л/час-м2.
В результате проведенных работ (рис. 1) установлено, что при более мелком дроблении процесс фильтрации растворов и выщелачивания урана значительно замедляется вплоть до его полной остановки. Так, на перколяторе с фракцией рудного материала -10 мм фильтрация растворов прекратилась на 1 1 5 сутки, на фракции -25 мм извлечение металла в раствор 64 % было достигнуто за 160 суток, а остальные 1,4 % за 65 суток. Фильтрация растворов через рудную массу крупностью -50 и -100 мм протекала более стабильно. Ухудшение технологических показателей обусловлено интенсивным разрушением поверхности рудного куска с образованием в большом
количестве алевроглинистых частиц, присутствие которых приводит к кольматации пор и трещин в отрабатываемом материале. При этом чем меньше класс крупности руды, тем быстрее происходит снижение фильтрации растворов и повышается количество алев-роглинистых частиц в кеках выщелачивания в 3,2-3,6 раза относительно исходного сырья.
Кроме того, в отличии от алюмосиликатных руд (сернокислотное выщелачивание), где остаточное содержание урана в классе -0,1 мм не превышает 0,002 %, при изучении гранулометрического состава выщелоченной карбонатной руды выявлено, что происходит сорбирование и частичное осаждение карбонатных комплексов урана алевроглинистыми частицами. Это приводит к повышенным остаточным содержаниям урана в классе -0,1 мм. Полученные результаты представлены в табл. 1, 2.
По высоте слоя рудной массы отмечено перераспределение глинистой фракции из верхней части колонки к ее основанию, а присутствие ионов Ка вызывает набухание глинистых частиц, вследствие чего снижается проницаемость рудного материала вплоть до полного прекращения фильтрации раствора. Данный факт является одной из основных причин длительности процесса выщелачивания и низкой степени извлечения металла.
В результате максимальная степень извлечения урана (74 %) достигнута на классе крупности - 100 + 0 мм, при этом процесс фильтрации растворов через рудный материал на протяжении всего периода выщелачивания был
*.80
И
| 70
0
1 60 150
40
30
Рис. 1. Кинетика содового выщелачивания урана из карбонатных руд различных классов крупности
20
10
♦ 1
с.... щТгИ &
'ъ Нин1
& к* г
Г""
Лг
ш крупность -100 +0 мм —И— крупность -50 +0 мм —&— крупность -25 +0 мм —— крупность -10+0 мм
ф—■—
20 40 60
80 100 120 140 160 180 200 220 240
Время выщелачивания, сутки
стабилен.
Попытки улучшить фильтрацию растворов путем вывода из процесса фракции -5 мм ни к чему не привели (рис. 2). Разрушение рудных кусков с образованием алевроглинистых частиц и снижение фильтрации растворов происходит интенсивно во всех исследуемых пробах. При этом полное прекращение фильтрации во всех пробах произошло практически одновременно.
Таким образом, наиболее приемлемая крупность дробления исходного сырья -100 (50) мм. Додрабливание исходного материала до более мелких фракций (-25, -10 мм) не эффективно. Данные фракции необходимо пред-
1
*
—♦— Выщелачивание с добакой К Мл 04 • Выщелачивание с ПАВ
Время выщелачивания,
варительно подвергать окомкованию, либо выводить из процесса и направлять на автоклавное выщелачивание.
Одним из наиболее эффективных методов интенсификации кучного выщелачивания
Рис. 2. Кинетика содового выщелачивания урана из карбонатных руд крупностью -10 мм.
Рис. 3. Зависимость извлечения урана из карбонатных руд от продолжительности выщелачивания
можно считать применение поверхностноактивных веществ (ПАВ), позволяющих усилить смачиваемость руд, улучшить взаимодействие твердой и жидкой фаз, снизить интенсивность разрушения рудных кусков. Так на материале крупностью -50 мм были проведены исследования по перколяционному выщелачиванию с использованием ПАВ (рис. 3).
Применение ПАВ позволило повысить эффективность процесса содового выщелачивания -достигнута степень извлечения на уровне выщелачивания с дорогостоящим окислителем КМп04. Кроме того, фильтрация растворов через рудную массу протекала значительно стабильнее без снижения интенсивности. На данном этапе исследований эти результаты являются предварительными и требуют дополнительного изучения всего спектра вопросов ведения процесса содового кучного выщелачивания урана из карбонатных руд.
В настоящее время исследования продолжаются.
1. Смирнов И.П., Семченко А.Ф., Веселова Л.Н. и др. Преимущества автоклавного карбонатного выщелачивания по сравнению с выщелачиванием в пачуках на примере руд Желтая речка. // VII технологическая конференция отрасли (Москва, 1972): доклады.- М.: Предприятие п/я А,-1997.
2. Пат. 5112582 США. Заяв. 11.05.90. Опубл. 12.05.92.
---------------- СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ
3. Пат. 5077021 США. Заяв. 08.04.91. Опубл. 31.12.91.
4. Пинигин С.А., Фатьянов А.В. Кучное выщелачивание золотосодержащих руд с применением окомкова-ния /. // Обогащение руд - 2003.- №1 С. 20-25.
5. Изучение процесса карбонатного выщелачивания урана из руд с применением в качестве окислителей соединений марганца. Отчет о НИР/ п/я А-1997; Рук. А.П., Филлипов Фонды предприятия; инв. 17272.- М, 1974 г.
— Коротко об авторах
Литвиненко В.Г. — доктор технических наук, заместитель директора по производству, ОАО «Производственное горно-химическое объединение»
Лизункин В.М. - доктор технических наук, профессор, заведующий кафедрой «Подземная разработка месторождений полезных ископаемых», Читинский государственный университет.
Морозов А.А. — горный инженер, заведующий геотехнологической лабораторией ЦНИЛ, ОАО «Производственное горно-химическое объединение».
Рис. 1. Влияние продолжительности паузы между измельчением шлака и окомкованием на прочностные характеристики
Рис. 2. Влияние продолжительности окомкования на прочностные характеристики окатышей
Продолжительность выдержки, сут
■Свежеизмельченный шлак ^^»Пауза 1 час ^^"Пауза 3 часа ^^Сутки выдержки
----------------------------------- © И. В. Шадрунова, Д.Н. Радченко,
2005
УДК 622.001
И.В. Шадрунова, Д.Н. Радченко
ОБОСНОВАНИЕ ПАРАМЕТРОВ ТЕХНОЛОГИИ КУЧНОГО ВЫЩЕЛАЧИВАНИЯ ТЕХНОГЕННОГО ТОНКОДИСПЕРСНОГО МЕДЬСОДЕРЖАЩЕГО СЫРЬЯ *
Семинар № 15
тработка техногенных образований
Чы/ обогатительных фабрик является одной из основных эколого-экономических проблем Южноуральского региона. Повышенная запыленность в зонах их размещения, сброс и миграция загрязненных стоков в природные водоемы и нестабильная гидротехническая ситуация на хвостохранилищах [1] определяют комплексный подход к использованию такого сырья - важно не только доизвлечение ценных компонентов, но и последующая его утилизация. Вместе с тем, многие существующие процессы доизвлечения металлов из отходов обогащения механическими методами не дают положительных результатов, что препятствует использованию их вмещающей части в строительстве, поэтому наиболее целесообразным представляется применение физико-
химических методов.
Промышленное внедрение таких технологий для извлечения меди из хвостов обогаще-
ния медноколчеданных руд возможно лишь с применением чанового выщелачивания, но часто является экономически нецелесообразным. Реализация процесса кучного выщелачивания (КВ) сдерживается главным образом трудностью управления процессами фильтрации рабочих растворов, т.к. главной задачей является обеспечить доступ растворителя в массив тонкодисперсного материала. Наиболее целесообразным способом укрупнения структур мелких материалов по опыту эксплуатации участков КВ золота является предварительное окомкование. Гранулометрический состав хвостов обогащения медноколчеданных руд (до 80% класса -0,044+0 мм) и наличие значительного количества нерудных шламистых фракций, являющихся естественными пластификаторами, позволяют считать этот способ наиболее привлекательным.
В результате проведения факторного анализа процесса окомкования хвостов обогаще-
*Работа выполнена при поддержке РФФИ-Урал грант № 01-05-96415