CC BY
29
УДК 504.55.054:622(470.6), 622.8
К ЦЕЛЕСООБРАЗНОСТИ ВЫЩЕЛАЧИВАНИЯ БЕДНЫХ
РУД В ШТАБЕЛЕ
В.И. Голик, Ю.И. Разоренов, Ф.М. Урумова
Показано,что традиционные обогатительные процессы модернизируются привлечением методов гидрометаллургической и химической переработки, в том числе выщелачивания некондиционного сырья и отходов добычи и переработки урановых руд в штабеле. Аналитическим моделированием эффективности технологии выщелачивания определено, что после выщелачивания в штабеле содержание урана в хвостах выщелачивания остается достаточно высоким, чтобы рассматривать их как бедную руду.
Ключевые слова: уран, выщелачивание, штабель, моделирование, проектирование, месторождение, рекультивация, хранилище, извлечение, природная среда, экономика.
Введение
Основные источники энергии - уголь, газ и нефть - истощаются, что обусловило необходимость поиска новых источников получения урана. В мировой практике надежды связывают с освоением технологии выщелачивания в штабеле, которая родилась на предприятиях Минсредмаша СССР в прошлом веке [1 - 3].
Быкогорское месторождение не отличалось большими запасами урана, а размещение в курортной зоне Минеральных вод осложняло разработку. С 1963 г. на предприятии был освоен способ подземного и кучного выщелачивания забалансовых руд, что позволило осуществить рост производства, несмотря на снижение содержания урана в руде более чем в пять раз.
На казахстанском месторождении Маныбай более 20 лет в штабелях выщелачивали около 8 млн т забалансовых уран-молибденовых руд и хвостов суспензионного обогащения, добывая 80 т/год урана и 120 т/год молибдена.
В Приаргунском ГХК (Читинская обл.) с 1974 г. в штабелях выщелачивают руду с содержанием урана менее 0,12 % после дробления до крупности - 50 мм. Интенсивность выщелачивания возросла в 2 - 3 раза, а коэффициент извлечения увеличился до 80 %. Выщелачивание забалансовых и бедно-балансовых руд производится с 1974 г. Время выщелачивания одного штабеля составляет 365 суток, а с посекционной отработкой - до 700 суток, при расходе серной кислоты - 55...60 кг/т руды.
В мировой практике наибольшее распространение получил кислотный способ выщелачивания, имеющий недостатки: высокую агрессивность, вследствие чего в раствор помимо урана переходят и другие компоненты руды и пород, повышенный расход кислоты при отработке руд с высоким содержанием карбонатов и необходимость использования дорогостоящего оборудования из нержавеющей стали.
Схема инфильтрационного выщелачивания в штабеле представлена на
рис.1.
Рис. 1. Схема выщелачивания в штабеле:1 - установка для переработки растворов; 2 - подача раствора; 3 - штабель;
4 - инфильтрационные потоки; 5 - сборники растворов; 6 - подача
продукционных растворов
Традиционные обогатительные процессы не обеспечивают полного раскрытия минералов, поэтому при отработке забалансовых запасов металлических месторождений не могут быть востребованы. Комбинирование методов обогащения, позволяет выделять из некондиционного сырья металлы, однако по экономическим соображениям случаи их использования единич-ны[4 - 6].
Модернизация обогатительных процессов осуществляется путем привлечения операций гидрометаллургической и химической переработки, которые повышают эффективность обогащения за счет использования нового вида энергии, например, технологий реагентного выщелачивания металлов.
Эффективность выщелачивания металла в каждом конкретном случае определяется геотехнологическими свойствами металлического сырья.
Выщелачивание некондиционного сырья в штабелях применяют для получения меди, золота, урана (рис.2).
Руда подвергается обогащению и рудосортировке с разделением на сорта по содержанию металла. Продукт в виде богатого концентрата включается в шихту гидрометаллургической переработки, а обедненные продукты выщелачиваются в штабелях.
В урановом производстве на первом этапе выделяются забалансовые руды с содержанием металла менее 0,03 % и крупностью 200 мм. За полтора года кислотной обработки извлекается до 30 % урана, а остаточное содержание урана в выщелоченной массе составляет 0,01...0,014 % со снижением остаточной удельной активности радионуклидов до 0,3 Бк/г.
Вторым продуктом крупнопорционного обогащения является обедненная руда с содержанием урана 0,07...0,12 % крупностью 200 мм. Эффек-
тивность выщелачивания характеризуется остаточным содержанием 0,03...0,05 % после 18 месяцев кислотной обработки. При дроблении руды до крупности 10...5 мм извлечение урана возрастает до 80 %, а срок кислотной обработки руды сокращается до 10 мес.
Пульпа на сорбцию
Рис. 2. Схема извлечения урана выщелачиванием
Зависимость извлечения урана от содержания в исходной руде для крупности руды 10...5 мм:
К
0,008((дкш - 0,07%)/10-4 )2 + 0,0132(дкш - 0,07%)10-4 + 0,8174
-4
изв.КВ =
где дкш - содержание урана в руде, %.
Выщелачивание металлов в штабеле осуществляется чаще всего на золотодобывающих, медных и урановых рудниках параллельно с подземным выщелачиванием, предоставляя возможность утилизации хвостов сортировки руд
Штабель выщелачивания является основным звеном в технологической цепи участка. Удельный вес затрат на его сооружение и эксплуатацию в себестоимости продукции составляет 60...70 %.
Расчет параметров орошения базируется на закономерностях гидродинамики инфильтрационного процесса и корреляционных связях между расходом растворителя, падением градиента его концентрации и диаметром зоны смачивания. Параметры формирования инфильтрационной зоны и оценка насыщенности потока раствора определяются плотностью орошения, проницаемостью, параметрами факела единичного источника, показателем рассеивания потока в координатах его перемещения [7 - 9].
Аналитическое моделирование эффективности технологии выщелачивания осуществлено при проектировании процессов переработки бедных руд месторождения "Восток" (Северный Казахстан).
Урановая минерализация представлена настураном и урановой чернью с прожилковой, микровкрапленной и пятнистой текстурой. Руды бесто-риевые, равновесные, среднеэманирующие (17-18 %) с коэффициентом радиоактивного равновесия 0,96...0,97 %.
Химический состав руды, % по массе: &'02 - 60; А1203 - 13 ... 16; Гв2Оз - 1 ... 2; ГвО - 4.6; МпО - 0,2; Mg0 - 3.5; СаО - 3.7; Иа2О - 0,2 ... 1; К2О - 0,2; Р2О5 - 0,5; и - 0,063; Зобщ - 0,5; СоРг - 0,35 %.
Аналитическое моделирование осуществлено в ходе проектирования технологии по заданным исходным параметрам.
Руда, выданная из шахты, на РКС сортируется на богатую и бедную. Богатая руда с содержанием > 0,1 % и отправляется на ГМЗ, а с меньшим содержанием - на кучное выщелачивание.
Строительство штабеля выщелачивания осуществляется из условий поддержания процесса выщелачивания в течение всего срока отработки штабеля. Отсортированная руда направляется на грохот. Подрешетный материал направляется на склад для отправки на ГМЗ, а надрешетный материал - на повторное дробление и грохочение. Из бункера-накопителя прошедшая подготовку руда конвейером загружается в автосамосвалы и транспортируется к месту строительства штабеля выщелачивания.
Укладка дробленой руды на площадке с подготовленным гидроизоляционным основанием осуществляется поэтапно. При формировании первого слоя мощностью 6 м руда бульдозером равномерно распределяется по площади. После создания первого слоя на его поверхность отсыпается второй слой.
Содержание урана для переработки традиционным способом руде изменяется от 0,03 до 0,09 %. Отличительная черта проекта заключается в кас-кадности расположения оборудования для обеспечения самотечного движения материала по принципу максимального сокращения технологических перекачек и других коммуникаций.
Технология выщелачивания беднотоварных руд в штабеле включает в
себя (рис. 3) [10]
V
•централизация маточник •фильтрация гипса •осажден не днураната •очистка сорбента
•доукрепление квостовык •отмывка штабелей •приготовление раствора
Рис.3. Алгоритм выщелачивания урановой руды в штабеле
В начальный период выщелачивания при закислении руд концентрация серной кислоты в выщелачивающих растворах составляет 25 г/л., снижаясь так, чтобы в продуктивных растворах концентрация серной кислоты не превышала 5 г/л.
Для сорбционного концентрирования применен анионит с емкостью 30 кг/т. Импульсное передвижение смолы из колонны в колонну осуществляется в противоточном режиме относительно раствора.
Продукционные растворы поступают в отстойные карты, откуда насосами откачиваются в сорбционную напорную колонну СВНК- 2400, куда навстречу двигающемуся снизу вверх продуктивному раствору из зумпфа гидроэлеватором подается смола. Проходя через зажатый слой ионообменной смолы, продукционный раствор освобождается от урана. Насыщенная смола выводится из нижней части колонны и подается в сорбционно— десорбционную колонну СДК.
Ионнообменная смола в колоннах передвигается с помощью сжатого воздуха, подаваемого в пульсационную камеру. Смола перегружается большей частью в зумпф хранилища и частично на регенерацию в пачук.
Параметры выщелачивания в штабеле сведены в таблице.
Эксперимент показывает, что в результате выщелачивания содержание металлов в сырье остается достаточно высоким, чтобы рассматривать в хвосты по-прежнему в качестве бедной руды. Так, урановое предприятие в г. Лермонов в течение почти 30 лет разрабатывало в подземных блоках руду с начальным содержанием урана 0,03 %.
Показатели выщелачивания металлов в штабеле
Показатели Единица измерения Количество
Продолжительность выщелачивания сутки 200
Производительность по раствору м3/час 88
Концентрация металла в растворе г/л 0, 16
Расход серной кислоты кг/т 130 - 150
Концентрация серной кислоты в растворе г/л 5
Насыщение смолы по металлу кг/т 30
Концентрация металла в маточниках сорбции г/л 0, 005
Остаточная концентрация металла в ионите г/л 0,7
Концентрация карбоната в растворе г/л 200
Содержание металла в фильтрате г/л 0,10
Расход известкового молока на нейтрализацию м3/час 0,2 - 0,4
Масса гипса кг/час 550 - 650
Количество смолы на регенерацию м3/час 0,7 - 0,12
Концентрация раствора щелочи % 20
Расход раствора щелочи на регенерацию м3/час 0,15-0.25
Масса выщелачиваемой руды тыс. т/год 90
Начальное содержание металла в руде % 0,095
Масса металла в руде т 84
Извлечения металла в раствор % 80
Производительность по металлу т/год 67
Содержание металла в хвостах % 0, 02
В мировой практике хвосты выщелачивания в штабеле подлежат захоронению на месте их складирования путем выполнения операций [11 -14]:
- выполаживание откосов до углов 18;
- укладка противорадонового водонепроницаемого экрана;
- укладка потенциально-плодородного грунта;
- посев многолетних трав.
На площадках действующих и ликвидированных ураново-добы-вающих предприятий располагаются отвалы:
- пустых пород с содержание урана до 0,006 %;
- рудовмещающих пород с содержанием урана до 0,01 %;
- забалансовых руд с содержанием урана до 0,03 %;
- отходы радиометрического обогащения и выщелачивания забалансовых руд с содержанием урана около 0,02 %.
Особенностью отходов добычи и переработки ураново-минераль-ного сырья является наличие в их составе радия-226, продуктом распада которого является радиоактивный газ радон-222, обладающий способностью эманиро-вать из содержащей его среды. Основным источником формирования радиационного воздействия на персонал являются короткоживущие дочерние продукты распада радона (ДПР) - 216Ро (Яа А), 214РЬ (Яа В) и 214Ы (Яа С). Вклад ДПР в облучении человека составляет до 70% эффективной дозы.
Существующая практика захоронения хвостов выщелачивания в штабеле способствует развитию процессов природного выщелачивания металло-содержащих отходов с миграцией жидких химических компонентов в гидросферу и верхние слои земной коры и газообразных - в атмосферу [15-17].
Развитие новых технологий позволяет прогнозировать уже в скором времени появление способов извлечения металлов из сегодняшних некондиционных ресурсов, которыми являются захороненные хвосты добычи и переработки. К таким относится, например, реагентное выщелачивание с меха-нохимической активацией в дезинтеграторе [18].
Новейшее направление извлечения металлов из некондиционного сырья сочетает возможности одновременно химического обогащения и механической активации в дезинтеграторе, при которых извлечение металлов в раствор происходит одновременно с разрушением кристаллов, и выщелачивающий раствор интенсивно запрессовывается в образующиеся трещины от дезинтеграции частиц.
Рассматриваемая проблема представляет интерес при определении перспектив выхода их кризиса горнодобывающих предприятий, многие из которых являются градообразующими и формирующими экономику регионов [19 - 20].
Перспективы совместного развития минеральной базы горной промышленности и тенденций природосбережения определяются тем, что будут осваиваться новые месторождения и участки эксплуатируемых со сложными горно-геологическими условиями, что сопряжено со снижением содержания металла в добываемых рудах, увеличением объема отходов и усилением нагрузки на окружающую среду. Получат развитие направления безотходного извлечения металлов. Выщелачивание металлов в штабеле не решает проблемы глубокой утилизации металлосодержащих отходов, а хвосты его представляет собой исходное сырье для получения металлов с пониженным предыдущей обработкой качеством. Захоронение хвостовых продуктов выщелачивания в верхних слоях литосферы не снижает опасности химического загрязнения среды и воспрепятствует их утилизации в случае появлении возможности для повторной переработки.
Список литературы
1. Голик В.И., Брюховецкий О.С., Габараев О.З. Технологии освоения месторождений урановых руд. М.: РГГУ, 2007. 131 с.
2. Голик В.И. Природоохранные технологии разработки рудных месторождений. М.: Инфра-М, 2014. 192 с.
3. Бесцементная закладка на горных предприятиях / В.И. Ляшенко, В.Н. Коваленко, В.И. Голик, О.З. Габараев. М.: ЦНИИ черметинформ, 1992. 94 с.
4. Голик В.И., Пагиев К.Х., Габараев О.З. Энергосберегающие технологии добычи руд. Владикавказ: Рухс, 1995. 375 с.
5. Golik V.I., Stradanchenko S.G., Maslennikov S.A. Ехрепшеп1а1 study of non-waste recycling tailings ferruginous quartzite // International Journal of Applied Engineering Research. 2015. Т. 10. № 15. С. 35410-35416.
6. Substantiating the possibility and expediency of the ore beneficiation tailings usage in solidifying mixtures production / O.N. Polukhin, V.I. Komash-chenko, V.I. Golik, C. Drebenstedt // Scientific Reports on Resource Issues Innovations in Mineral Ressource Value Chains: Geology, Mining, Processing, Economics, Safety, and Environmental Management. Freiberg,2014. С.402 - 412.
7. Исмаилов Т.Т., Голик В.И., Дольников Е.Б. Специальные способы разработки месторождений полезных ископаемых. М.:МГГУ, 2006. 331 с.
8. Экспериментальное обоснование возможности извлечения металлов из хвостов обогащения угля/ В.И. Голик [и др.] // Горный информационно-аналитический бюллетень. 2012. № 5. С. 128 - 134.
9. Golik V.I., Razorenov Yu.I., Efremenkov A.B. Recycling of metal ore mill tailings // Applied Mechanics and Materials. 2014. Т. 682. С. 363 - 368.
10. Голик В.И., Разоренов Ю.И. Проектирование горных предприятий. Новочеркасск, ЮРГТУ, 2007. 262 с.
11. Вагин В.С., Голик В.И. Проблемы использования природных ресурсов южного федерального округа. Владикавказ. Проект-пресс, 2005. 192 с.
12. Экологические проблемы разработки рудных месторождений КМА/ В.И. Голик, О.Н. Полухин, А.Н. Петин, В.И. Комащенко // Горный журнал. 2013. № 4. С. 91 - 94.
13. Наукоемкие технологии добычи и переработки руд / А.Е. Воробьев [и др.] // Владикавказ. Терек. 1998 - 571 с.
14. ^e history of Rrussian Caucasus ore deposit development/ V.I. Golik, Yu.I. Razorenov, V.N. Ignatov, Z.M. Khasheva // Journal of the Social Sciences. 2016. Т. 11. № 15. С. 3742-3746.
15.Голик В.И. Специальные способы разработки месторождений. М.: Инфра-М, 2014. 132 с.
16. Разоренов Ю.И., Голик В.И., Куликов М.М. Экономика и менеджмент горной промышленности. Новочеркасск: ЮРГТУ, 2010. 251 с.
17. Голик В.И., Полухин О.Н. Природоохранные геотехнологии в горном деле. Белгород: БелГУ, 2013. 284 с.
18. Golik V.I., Razorenov Y.I., Polukhin O.N. Мeta1 extraction from ore benefication codas by means of lixiviation in a disintegrator // International Journal of Applied Engineering Research. 2015. Т. 10. № 17. С. 38105-38109.
19.Golik V.I., Khasheva Z.M., Shulgatyi L.P. Economical efficiency of utilization of allied mining enterprises waste // The Social Sciences (Pakistan), 2015. Т. 10. № 6. P. 750 - 754.
20. The effectiveness of combining the stages of ore fields development/ V. Golik, V. Komaschenko, V. Morkun, Z. Khasheva // Metallurgical and Mining Industry. 2015. Т. 7. № 5. С. 401 - 405.
Голик Владимир Иванович, д-р техн. наук, проф., v.i.golik@,mail.ru, Россия, Владикавказ, Северокавказский государственный технологический университет,
Разоренов Юрий Иванович, д-р техн. наук, проф., ректор, yiri1963@mail.ru, Россия, Владикавказ, Северокавказского государственного технологического университета,
Урумова Фатима Михайловна, д-р эконом. наук, проф., ou_ru@mail.ru, Россия Пушкин, ГАОУВО Ленинградской обл. "ЛГУ им. А.С.Пушкина"
TO THE FEASIBILITY OF LEACHING THE POOR ORE IN THE PILE V. I. Golik, Yu. I. Razorenov, F.M. Urumova
Traditional beneficiation processes moderniziriruyutsya involvement methods hydrome-tallurgical and chemical processing, including the leaching of non-conforming raw materials and wastes of mining and processing of uranium ore in the pile. Analytical modeling of the effectiveness of the technology of leaching is determined that the after leach pile, the uranium content in the tailings leaching remains high enough to consider them as poor ore.
Key words: uranium, leaching, stockpile, modeling, design, field, reclamation, storage, extraction, environment, economy.
Golik Vladimir Ivanovich, Doctor of Technical Science, Full Professor, v.i.golik@, mail.ru, Russia, Vladikavkaz, North Caucasus State Technological University,
Razorenov Yuryi Ivanovich, Doctor of Technical Science, Full Professor, Rector, yi-ri1963@,mail. ru, Russia, Vladikavkaz, North Caucasus State Technological University,
Urumova Fatima Mihailovna, Doctor of Economical Science, Professor, ou_ru@ mail.ru, Russia, Pushkin, Leningrad State University named after A.S. Pushkin
Reference
1. Golik V.I., Bryuhoveckij O.S., Gabaraev O.Z. Tekhnologii osvoeniya mestorozhdenij uranovyh rud. M.: RGGU, 2007. 131 s.
2. Golik V.I. Prirodoohrannye tekhnologii razrabotki rudnyh mestorozhdenij. M.: Infra-M, 2014. 192 s.
3. Bescementnaya zakladka na gornyh predpriyatiyah / V.I. Lyashenko, V.N. Kovalen-ko, V.I. Golik, O.Z. Gabaraev // M.: CNII cher-metinform., 1992. 94 s.
4. Golik V.I., Pagiev K.H., Gabaraev O.Z. EHnergosberegayushchie tekhnologii doby-chi rud// Vladikavkaz. Ruhs, 1995. 375 s.
5. Golik V.I., Stradanchenko S.G., Maslennikov S.A. Experimental study of non-waste recycling tailings ferruginous quartzite // International Jour-nal of Applied Engineering Research, 2015. T. 10. № 15. S. 35410-35416.
6. Substantiating the possibility and expediency of the ore beneficiation tailings usage in solidifying mixtures production / O.N. Polukhin, V.I. Komashchenko, V.I. Golik, C. Drebenstedt
// Scientific Reports on Resource Issues Innovations in Mineral Ressource Value Chains: Geology, Mining, Pro-cessing, Economics, Safety, and Environmental Management. Freiberg, 2014. S. 402-412.
7. Ismailov T.T., Golik V.I., Dol'nikov E.B. Special'nye sposoby razrabotki mestorozh-denij poleznyh iskopaemyh. M.:MGGU, 2006. 331 s.
8. EHksperimental'noe obosnovanie vozmozhnosti izvlecheniya me-tallov iz hvostov obogashcheniya uglya/ V.I. Golik [i dr.] // Gornyj informacionno-analiticheskij byulleten', 2012. № 5. S. 128-134.
9. Golik V.I., Razorenov Yu.I., Efremenkov A.B. Recycling of metal ore mill tailings // Applied Mechanics and Materials, 2014. T. 682. S. 363-368.
10. Golik V.I., Razorenov YU.I. Proektirovanie gornyh predpriyatij // Novocherkassk, YURGTU, 2007. 262 s.
11. Vagin V.S., Golik V.I. Problemy ispol'zovaniya prirodnyh resursov yuzhnogo fed-eral'nogo okruga // Vladikavkaz. Proekt-press, 2005. 192 s.
12. EHkologicheskie problemy razrabotki rudnyh mestorozhdenij KMA/ V.I. Golik, O.N. Poluhin, A.N. Petin, V.I. Komashchenko // Gornyj zhurnal, 2013. № 4. S. 91-94.
13. Naukoemkie tekhnologii dobychi i pererabotki rud / A.E. Vorob'ev [i dr.] // Vladikavkaz, Terek. 1998-571 s.
14. The history of Rrussian Caucasus ore deposit development/ V.I. Golik, Yu.I. Razorenov, V.N. Ignatov, Z.M. Khasheva // Journal of the Social Sciences, 2016. T. 11. № 15. S. 3742-3746.
15.Golik V.I. Special'nye sposoby razrabotki mestorozhdenij. M.: Infra-M, 2014. 132
s.
16. Razorenov YU.I., Golik V.I., Kulikov M.M. EHkonomika i me-nedzhment gornoj promyshlennosti// Novocherkassk, YURGTU, 2010. 251 s.
17. Golik V.I., Poluhin O.N. Prirodoohrannye geotekhnologii v gornom dele// BelGU, 2013. 284 s.
18. Golik V.I., Razorenov Y.I., Polukhin O.N. Metal extraction from ore benefication codas by means of lixiviation in a disintegrator // International Journal of Applied Engineering Research, 2015. T. 10. № 17. S. 38105-38109.
19.Golik V.I., Khasheva Z.M., Shulgatyi L.P. Economical efficiency of utilization of allied mining enterprises waste // The Social Sciences (Pakistan), 2015. T. 10. № 6. Pp. 750-754.
20. The effectiveness of combining the stages of ore fields development / V. Golik, V. Komaschenko, V. Morkun, Z. Khasheva // Metallurgical and Mining Industry, 2015. T. 7. № 5. S. 401-405.
