Совершенствование процессов кучного выщелачивания бедных «Упорных» урановых руд Текст научной статьи по специальности «Химические технологии»

дат, 1988. - 152 с.

5. И.П. Смирнов, А.А. Матвеев, К.М.

Смирнов // Выщелачивание урановых и комплексных руд. Цветные металлы, 2003. № 4. - С. 27-34.

6. И.Г. Абдульманов / Опыт выщелачивания урана на горнодобывающих предприятиях бывшего СССР. Заключительный отчет о НИР, т. 1. - М, 2000 г. 151 с.

7. А.Н. Зеликман, Б.Г. Коршунов /Металлургия редких металлов / М.: Металлургия, 1991. - 431 с.

8. Славинская Л.П. Влияние неорганических реагентов на выход, состав и свойства гуматов из бурых окисленных углей Туар-кырского месторождения: Диссерт. канд. техн. наук. - Ташкент, 1991.

СОВЕРШЕНСТВОВАНИЕ ПРОЦЕССОВ КУЧНОГО ВЫЩЕЛАЧИВАНИЯ БЕДНЫХ «УПОРНЫХ» УРАНОВЫХ РУД

УДК 662.349.5:662.775:669.822

А.А. Морозов, соискатель каф.

ПРМПИ, ЧитГУ

Научные интересы: совершенствование процессов и повышение эффективности кучного выщелачивания урановых руд

В статье рассмотрены вопросы совершенствования процессов кучного выщелачивания урана из бедных «упорных» алюмосиликатных руд путем применения рациональной схемы одновременной отработки «свежего» и частично выщелоченного штабеля КВ с рециркуляцией продуктивных растворов через последний с плотностью подачи растворов 4-8 л/час*т руды. Внедрение данной схемы растворооборота в процессе КВ позволяет:

- стабилизировать работу сорбционных напорных колонн за счет снижения нагрузки по раствору, не изменяя интенсивности орошения рудной массы. При этом снизить концентрацию урана в маточниках сорбции на 30...40 %;

- обеспечить одновременную отработку значительных объемов рудной массы при сокращении времени извлечения ценного компонента;

- повысить производительность по выпуску готовой продукции на 15.17 % ■

PERFECTING OF PROCESSES OF A HEAP LEACHING OF POOR "OBSTINATE" URANIUM ORES

I n a paper the problems of perfecting of processes of a heap leaching (HL) of uranium from poor "obstinate" silica-alumina ores are reviewed by applying the rational schema of simultaneous improvement "fresh" and fractionally leached stockpile HL with recirculating of productive solutions through last, with gravity of feeding of solutions of 4-8 l/(Hour*t) of ore. The intrusion of the given schema revolution of solutions in process HL allows:

- to stabilize operation sorbate of pressure head strings, at the expense of a decrease of an offloading on solution, not inflecting intensity of a spraying of ore mass. Thus to reduce concentration of uranium in mother liquids of sorption on 30.40 of %;

- to provide simultaneous improvement of considerable bulks of ore mass, at abbreviation(cutting) time of withdrawal of a valuable reductant;

- to increase output on discharge of finish products on 15.17 of % ■

* * *

Отечественный и зарубежный опыт применения кучного выщелачивания (КВ) урана из различных типов руд [1], в том числе и на крупнейшем в России уранодобывающем предприятии - открытом акционерном обществе «Приаргунское производственное горно-химическое объединение» (ОАО «11111 ХО») показывает, что процесс характеризуется относительно малой скоростью выщелачивания и имеет значительную продолжительность во времени (до 1,5-2 лет), в сравнении с традиционными методами добычи и переработки уранового сырья.

В процессе эксплуатации КВ урана из различных типов руд в мировой практике неоднократно предпринимались попытки интенсификации процесса выщелачивания методами механического (дробление руд, агломерация и т.п.), физического (воздействие электрическим током, магнитными полями и т.п.), биологического (применение бактерий) и химического (использование окислителей, активных добавок и т.п.) воздействия на перерабатываемый рудный материал.

Большинство из этих способов прошли апробацию в производственных условиях отечественной и зарубежной практики и показали обнадеживающие результаты. Однако широкого внедрения в производство они не получили по ряду причин: суровые климатические условия, высокая стоимость реагентов, громоздкость аппаратурных схем,

сложность оборудования и т.д. Выходом из сложившейся ситуации может служить разработка и внедрение новых, менее затратных методов совершенствования кучного выщелачивания, основанных на использовании собственной материально-технической базы.

Одним из основных факторов,

влияющих на эффективность процесса КВ, является способ распределения рабочих растворов по поверхности рудного штабеля. Так, применение системы перфорированных трубок приводит к тому, что растворы изливаются на рудную массу плотными струйками без обеспечения равномерного разбрызгивания раствора по отдельно взятым участкам (в зоне перфорации). При этом фактическая орошаемая площадь составляет на 30...40 % меньше ожидаемой. Высокая плотность орошения в зонах соприкосновения нерассеянной струи раствора с рудой способствует повышению его скорости просачивания, образованию каналов внутри тела штабеля и, как следствие, пониженным концентрациям металла. Не охваченные же орошением зоны насыщаются растворами практически только за счет капиллярного поднятия жидкости в рудной массе и частично с поверхности под действием ветрового уноса струи. Тем самым насыщение межкускового пространства штабеля растворителем в данных областях не полное, что обуславливает низкие скорости фильтрации растворов и недостаточную эффективность выноса растворенного вещества. В этих условиях указанные зоны довольно пассивны с точки зрения процесса массообмена [2].

Таким образом, эффективность ведения процесса кучного выщелачивания «упорных» алюмосиликатных урановых руд в значительной мере зависит от равномерного распределения рабочих растворов по поверхности отрабатываемой рудной массы с рациональной плотностью их подачи. Система орошения через перфорированные трубки не обеспечивает данных условий. Качественного распределения растворов можно добиться при использовании ороси-

телей форсуночного типа различных модификаций [3, 4]. Наиболее приемлемыми из них являются форсунки со сплошным конусом распыла, обеспечивающие полный охват определенной поверхности с равномерным пространственным распределением капель.

Однако использование данных устройств возможно лишь в относительно теплое время года по причине активного намерзания льда на поверхности штабеля, препятствующего проникновению растворов вглубь рудной массы. Тем не менее, при определенных условиях (сооружение навесов из армированной полиэтиленовой пленки с подачей подогретого воздуха в зону орошения, повышение температуры растворов и т.п.) их эксплуатация в зимнее время реальна. В противном случае неизбежно использование других малоэффективных систем с понижением их производительности по растворам для избежания образования канальных протоков в теле штабеля за холодный сезон.

Помимо равномерного распределения растворов скорость процесса выщелачивания урана из данных руд лимитируется скоростью диффузии растворов внутрь монолита и обратной диффузией обогащенного извлекаемым компонентом раствора [5]. В этой связи немаловажное значение для получения растворов с наиболее высокой концентрацией урана имеет количество растворов, подаваемых на орошение рудного материала [6, 7].

Рациональным режимом орошения является режим, при котором раствор поступает в рудную массу с плотностью подачи достаточной для полного водо-насыщения. В этом случае раствор не заполняет полностью пустоты в слое руды, а лишь смачивает или покрывает тонкой пленкой поверхность отдельных кусков, заполняет микротрещины, ка-

пилляры и постепенно стекает в нижнюю часть штабеля. Для определения оптимальной плотности подачи растворов и изучения ее влияния на показатели выщелачивания исследуемого сырья Стрельцовского рудного поля, в лабораторных условиях была проведена серия опытов на рудном материале валовой пробы алюмосиликатного сырья.

Исследуемая проба, в основной своей массе, была представлена трахи-дацитами и андезито-базальтами, с содержанием карбонатных соединений по СаСОЗ - 7,4 %, отрицательно влияющих на процесс выщелачивания и предопределяющих для данного рудного материала повышенный расход серной кислоты.

Урановая минерализация - сред-невкрапленными и мелковкрапленными включениями настурана, гидронастура-на и коффинита. Вкрапленники урановых минералов имели сферолитовое строение, реже - прожилковое небольшого размера.

1о минералогическому составу ее можно отнести к «упорным» для кучного выщелачивания рудам. Работы велись на сформированных технологических пробах руды крупностью -25+0 мм, с поддержанием плотности орошения 2...16 л/(час-т) руды, на навесках по 15 кг при одинаковых (стандартных) условиях ведения процесса.

В результате проведенных исследований (рис. 1) определено, что снижение плотности орошения менее 4 л/(час-т) ведет к увеличению продолжительности процесса, в частности, периода «закисления» рудной массы и свидетельствует о низких скоростях просачивания растворов и выноса растворенного металла. Повышение же плотности орошения при относительно одинаковой степени извлечения урана влечет за собой значительный рост съема продуктивных растворов (Ж:Т) при одновременном снижении в них концентрации урана (рис. 2).

0 10 20 30 40 50 60 70 80 90

Время выщелачивания, сут

Рис. 1. Зависимость извлечения урана от плотности орошения

20

15

10

СО

0,35 §

0,3 р

»!

а

ч

0,2 б

0,15

0,1

0,05

0

10 12 14 16 18

плотность орошения, л/час *т

5

0

0

2

4

6

8

Рис. 2. Зависимость изменения Ж:Т и средней концентрации урана в продуктивных растворах от плотности орошения

Полученная зависимость соотношения Ж:Т от плотности орошения носит линейный характер и описывается уравнением

/ = 1,2174 р + 0,0843 (1)

с величиной достоверности аппроксимации Я = 0,9995. При этом изменения среднего содержания урана в продуктивных растворах - степенной функцией (Я2 = 0,9962):

С = 0,4418р - 0,6467. (2)

Принимая во внимание, что в практике промышленной переработки урансодержащих руд методом КВ на объединении и других предприятиях, целесообразно достижение конечного соотношения Ж:Т в пределах 5...10 м3/т, рациональной плотностью подачи растворов на орошение можно считать диапазон 4.8 л/(час-т) руды. Превышение же данных параметров

орошения приводит к повышению эксплуатационных затрат.

Таким образом, эффективная переработка изучаемого «упорного» рудного сырья Стрельцовского рудного поля методом кучного выщелачивания может быть осуществлена при условии равномерного распределения растворов

орошения по поверхности штабеля через оросительную систему форсунок со сплошным конусом распыла с плотностью подачи растворов 4..8 л/(час-т) рудной массы. Однако использование предлагаемой системы поверхностного орошения не решает проблему снижения концентрации металла в продуктивных растворах на стадии «доработки» рудного материала и не обеспечивает стабильность его потока на сорбционную переработку.

Решение данной задачи возможно путем оптимизации схем растворообо-рота, наиболее эффективными из которых являются последовательное орошение «свежей» и частично выщелоченной рудной массы, и схема переработки руд с рециркуляцией продуктивных растворов кучного выщелачивания через дорабатываемую рудную массу.

Полученные в ходе исследований данные показали явное преимущество обоих вариантов схем растворооборота в замкнутой системе КВ при совместной отработке «свежих» и частично выщелоченных руд относительно базовой технологии (табл. 1).

Таблица 1

Результаты исследований по совместному КВ исходного и частично выщелоченного алюмосиликатного сырья

Схема орошения № колонки Исходное содержание урана, % Время выщелачивания, сут О 00 ся К ^ о * х о а Рч оп 2 Н К ,и и а ю а о о о ^ Ю 3 Н й О а Л со а о £ и в кеке, % Извлечение урана , %

по руде по узлу сорб- ции* по пробе сквоз ное* *

Базовая 1 0,026 60 37,3 7,7 7,7 19,5 0,020 23,1 36, 6

2 0,056 0,032 42,9

Схема орошения № колонки Исходное содержание урана, % Время выщелачивания, сут О 00 ся К ^ о * к о а Рч т 2 Н К ,и и а ю р о о о ^ И 3 н й о а р со а о £ и в кеке, % Извлечение урана, %

по руде по узлу сорб- ции* по пробе сквоз- ное**

Последова- тельная 1 0,024 60 38,8 7,8 7,8 20,5 0,017 29,2 39,1

2 0,058 0,033 43,1

С рециркуляцией растворов 1 0,027 60 31,3 8,1 6,3 26,2 0,018 33,3 39,8

2 0,056 0,032 46,4

* - соотношение Ж:Т рассчитанное по объему растворов, прошедших через сорбционную переработку;

** - извлечение урана из общего объема перерабатываемой рудной массы.

Тем не менее, вариант последовательного орошения не решает вопрос стабилизации потока металла на сорбционный передел. В процессе эксплуатации схемы концентрация металла в продуктивных растворах постепенно снижается, как и в базовом варианте. Кроме того, увеличивается общий расход растворителя и дополнительные затраты на оборудование промежуточного узла подкисления растворов. В этом случае, наиболее предпочтительной является схема с рециркуляцией продуктивных растворов на дорабатываемом рудном материале.

Основное отличие данной схемы от прямоточной (рис. 3, 4) заключается в том, что определенная часть продуктивного раствора дорабатываемого штабеля находится в системе рециркуляции.

Проведенные опытно-промышленные испытания по совместной переработке «свежего» и дорабатываемого штабеля алюмосиликатных руд с при-

менением предлагаемой схемы раство-рооборота подтвердили высокую эффективность ее использования. При этом было отмечено увеличение выпуска готовой продукции с дорабатываемого штабеля на 25 % относительно предыдущего периода эксплуатации по ранее действующей технологии.

Таким образом, внедрение данной схемы растворооборота в процессе КВ позволяет:

- стабилизировать работу сорбционных напорных колонн (СНК) за счет снижения нагрузки по раствору, не изменяя интенсивности орошения рудной массы. При этом снизить концентрацию урана в маточниках сорбции на 30.40 %;

- обеспечить одновременную отработку значительных объемов рудной массы при сокращении времени извлечения ценного компонента из дорабатываемого штабеля;

- повысить производительность по выпуску готовой продукции на 15.17 %.

Рис. 3. Схема одновременной отработки штабелей КВ с рециркуляцией растворов

I

Рудный штабель №1 (режим доработки)

г

Продуктивный

раствор

Доукрепление раствора

0

Сорбция урана

Рудный штабель №2 (прямоточный режим)

X

Маточники

сорбции

1

Продуктивный

раствор

Рис. 4. Базовая схема одновременной отработки штабелей КВ

Только за четыре года эксплуатации экономический эффект от использования данной схемы на участке КВ бедных алюмосиликатных урановых руд ОАО «11111ХО» составил более

6 800 тыс. руб. в ценах 2004 г. ЛИТЕРАТУРА

1. Чесноков Н.И., Котенко Е.А., Грязнов М.В. Уранодобывающая промышленность

капиталистических стран. Современный этап развития. - М.: Атомиздат, 1979. - 144 с.

2. В.Н. Мосинец, Д.П. Лобанов, М.Н. Те-деев и др. Строительство и эксплуатация рудников подземного выщелачивания. - М.: Недра, 1987. - 304 с.

3. Ю.Ф. Дитякин, Л.А. Клячко, Б.В. Новиков, В.И. Ягодкин. Распыливание жидкостей. - М.: Машиностроение, 1977. - 208 с.

4. Дж. Пери. Справочник инженера химика: справочник: в 2 т. / Пер. с англ. изд. под ред. акад. Жаворонкова Н.М. и чл. - корр. АН СССР Романкова П.Г. - М.: Химия, 1969. - Т. 2. - 504 с.

5. А.Н. Зеликман, Б.Г. Коршунов. Металлургия редких металлов. - М.: Металлургия, 1991. - 431с.

6. Зайцев В.Ф., Зайцев Р.В. Совершенствование геотехнологических методов извлечения урана. Горный вестник, 1998. - № 3.

- С. 21-25.

7. Петров Р.П., Долгих П.Ф., Шумилин И.П. и др. Кучное выщелачивание при разработке урановых месторождений / Под ред. Д.И. Скороварова. - М.: Энергоатом-издат, 1998. - 152 с.