CC BY
94
---------------------------------- © Г.А Садырбаева, К.А. Мырзабек,
Е.Е. Жатканбаев, С.Д Дауренбеков, Э.А Пирматов, Ю.Г. Никитина,
2011
УДК 622.775
Г.А. Садырбаева, К.А. Мырзабек, Е.Е. Жатканбаев,
С.Д. Дауренбеков, Э.А. Пирматов, Ю.Г. Никитинов
ВЫБОР СПОСОБА ПОДЗЕМНО-СКВАЖИННОГО ВЫЩЕЛАЧИВАНИЯ УРАНА НА МЕСТОРОЖДЕНИИ СЕМИЗБАЙ
Изучены особенности руд уранового месторождения Семизбай и выбран оптимальный способ выщелачивания.
Ключевые слова: урановое месторождение, урановое оруденение, водоносный горизонт, карбонатные руды, гранулометрический анализ.
О месторождении: урановое месторождение Семизбай находится в Валихановком районе, Акмолинской области, Республики Казахстан и был открыт в 1973 г в результате геологических работ Целинного горно — химического комбината и ВНИИХТа и оценено как крупный промышленный объект. В процессе детальной разведки выполнена оценка отработки месторождения — способом подземного скважинного выщелачивания (ПСВ). На стадии геологоразведочных работ в 1976 г был поставлен первый опыт по ПСВ урана, который закончился неудачно из-за малой изученности условий месторождения. В период с 1976 по 1983 гг. в ЦНИЛ Целинного горно-химического комбината были проведены многочисленные лабораторные работы по выщелачиванию семизбайских урановых руд, которые послужили основой для разработки регламента и проекта на опытнопромышленные работы. Опытнопромышленные работы начались в 1984 г с западного фланга месторождения на двух опытных ячейках и перешли в промышленную отработку месторожде-
ния, которая продолжалась до 1989 г. [1]. Однако, в 1989 г на общемировом падении цен на уран, промышленная отработка месторождения была прекращена. Прошедшие работы показали возможность добычи урана способом подземного выщелачивания, и в то же время выявили «узкие» места, такие как непомерно большой расход серной кислоты. Поэтому при организации новых исследований актуальным встал вопрос о выборе оптимального способа выщелачивания урана из руд месторождения Се-мизбай.
Геологическое строение месторождения: урановое оруденение месторождения находится на двух водоносных горизонтах: Верхний рудоносный горизонт (ВРГ) и Нижний рудоносный горизонт (НРГ). На участке 1 рудное тело находится как в ВРГ так и на НРГ. На остальных участках рудное тело находится только в НРГ.
Руды месторождения визуально не отличаются от вмещающих пород и представлены в основном рыхлым и слабо сцементированным материалом; руды на карбонатном цементе (карбонат-
Таблица 1
Химический состав технологических проб
Проба
Содержание компонентов, %
и С02 8общ. Feобщ. Fe2+ А1 М2 Са Собщ.
Карбонатная — 5Т 0,051 2,17 0,96 1,36 0,54 0,52 0,26 1,53 0,59
Сборная — 4Т-1 0,038 0,88 0,83 1,01 0,41 0,32 0,19 0,24 0,24
ные руды) по месторождению в основном на участке 1 в НРГ составляют около 20 % [2].
Руды месторождения, отрабатываемые способом подземного скважинного выщелачивания, подразделяются на два основных геотехнологических типа: руды оксидного и коффинитового типа.
Характерными особенностями гео-технологических свойств этих типов руд являются:
А. Руды оксидного типа, которые легко выщелачиваются слабыми растворами кислоты. Концентрация кислоты ощутимо влияет на кинетику процесса. Интенсифицирующее влияяние добавок окислителя или повышение температуры незначительное.
Б. Руды коффинитового типа, которые достаточно хорошо выщелачиваются слабыми растворами серной кислоты, однако добавки окислителя или повышение температуры существенно улучшают кинетику и степень извлечения металла [3].
Цель работы: изучение особенностей руд уранового месторождения Семизбай и выбор оптимального способа выщелачивания.
Для изучения особенностей руд и выбора метода отработки были отобраны с участков месторождения керновые материалы и проведены нижеследующие виды исследований.
Первым этапом работы было проведение минералого-петрографиических исследований и изучение вещественного состава рудовмещающей породы.
В результате проведенных исследований установлено, что состав рудной минерализации месторождения Семи-збай представлен коффинитом и оксидами урана.
Определены содержания урана в верхнем рудоносном горизонте и в нижнем рудоносном горизонте.
Результаты гранулометрического анализа показали о нахождении урана во всех фракциях песка которые, представлены в основном мелко-, средне-, и крупнозернистыми.
Резко повышенные концентрации урана отмечаются на поверхностях обломков обеленных пород, в частичках углефицированного растительного детрита и катунах красных глин. Данные накопления урана весьма благоприятны для извлечения методом ПСВ.
Для исследований на предмет извлечения урана методом ПСВ в лабораторных условиях были сформированы 2 технологические пробы. Характеристики проб помещены в табл. 1.
Вторым этапом работы было проведение технологических исследований, включающие в себя проведение агитационного и фильтрационного выщелачивания.
1. Агитационное выщелачивание с применением окислителей.
Условия экспериментов: концентрация серной кислоты — 3 г/л, 5 г/л, 7 г/л; отношение Ж:Т = 3:1; время выщелачивания 4—5 часов, масса руды — 33 г. В качестве окислителей были применены
Таблица 2
Агитационное выщелачивание с применением окислителей
№ пробы Выщелачивающий реагент Е,% рН ОВП, мВ
1 3г/л H2SO4 28,76 2,14 346
2 5г/л H2SO4 62,92 1,73 365
3 7г/л H2SO4 70,88 1,58 377
4 3г/л H2SO4 + 1,6 г/л Fe(3+) 32,10 2,1 478
5 5г/л H2SO4+ 1,6 г/л Fe(3+) 23,63 1,89 484
6 7г/л H2SO4+ 1,6 г/л Fe(3+) 25,94 1,73 486
7 3г/л H2SO4 + 0,15 г/л ЛСТ 57,78 2,04 376
8 5г/л H2SO4+ 0,15 г/л ЛСТ 49,05 1,57 396
9 7г/л H2SO4+ 0,15 г/л ЛСТ 52,90 1,7 397
10 3г/л H2SO4+ 1,6 г/л Fe(3+)+ 0,15 г/л ЛСТ 25,68 2,12 484
11 5г/л H2SO4+ 1,6 г/л Fe(3+)+ 0,15 г/л ЛСТ 27,22 1,52 485
12 7г/л H2SO4+ 1,6 г/л Fe(3+)+ 0,15 г/л ЛСТ 16,18 1,65 495
13 15г/л H2SO4 73,19 0,92 412
14 15г/л H2SO4 + 0,15 г/л ЛСТ 70,62 0,9 411
трехвалентное железо 1,5 г/л и лигно-сульфонат аммония 0,15 г/л (ЛСТ).
Полученные результаты сведены в табл. 2 и на рис. 1.
Зависимость содержания урана и степени извлечения от различных концентрации серной кислоты и окислителей
Из данных табл. 2 и рис. 1 видно, что для выщелачивания урана оптимальной концентрацией серной кислоты является 15 г/л. Степень извлечения достигается 73 %. Применение окислителей на степень извлечения урана незначительное.
2. Фильтрационное выщелачивание.
Эксперименты были проведены в трубках длинной 1 м, которые выдают ошибку с реальной отработки месторождения в пределах 15—20 % (мнение автора).
С увеличением концентрации в ВР увеличивается скорость выщелачивания и график содержания урана от времени выщелачивания сдвигается к началу координат. Т.о. применение большой кон-
центрации кислоты в ВР ускоряет процесс выщелачивания урана. Дальнейшее увеличение концентрации кислоты в ВР не приводит к ускорению процесса выщелачивания и вызывает увеличение расхода реагента, что приводит к усилению химической кольмотации в поро-вом пространстве. Серии опытов были проведены для изучения взаимодействия рудовмещающих пород с различной концентрацией кислоты в ВР.
В данном докладе представлены опыты наиболее интересные и характерные при отработке месторождения методом ПСВ .
При отработке местрождения методом ПСВ применяют в основном 2 комбинированных метода: «жесткий» и
«мягкий», они заключаются в том, что концентрация кислоты в ВР уменьшается или увеличивается в процессе выщелачивания в зависимости от отношения Ж:Т.
8 — 5 г/л Н^04 + 0,15 г/л ЛСТ;
9 — 7 г/л Н^04 + 0,15 г/л ЛСТ;
10 — 3 г/л Н^04 + 1,6 г/л Ее(3+) + 0,15 г/лЛСТ;
11 — 5 г/л Н^04 + 1,6 г/л Ее(3+) + 0,15 г/лЛСТ;
12 — 7 г/л Н^04 + 1,6 г/л Ее(3+) + 0,15 г/лЛСТ;
13 — 15 г/л Н^04;
14 — 15 г/л Н^04 + 0,15 г/л ЛСТ
Рис. 1: 1 — 3 г/л Н^04;
2 — 5 г/л Н^04;
3 — 7 г/л Н^04;
4 — 3 г/л Н^04 + 1,6 г/л Ее(3+);
5 — 5 г/л Н^04 + 1,6 г/л Ее(3+);
6 — 7 г/л H2SO4 + 1,6 г/л Ее(3+);
7 — 3 г/л H2SO4 + 0,15 г/л ЛСТ;
Опыты проводились с поддержанием природной плотности рудовмещающих пород равной р = 1,65 т/м3 природный Для изучения выщелачиваемости карбонатных руд были проведены серии опытов.
Схема выщелачивания:
• водная отмывка;
• выщелачивание с концентрацией Н2Б04 от 3 до 25 г/л.
Результаты экспериментов представ -лены на рис. 2.
В результате выщелачивания карбонатной руды установлено следующее:
• оптимальной концентрацией кислоты является 3-7 г/л;
• при выщелачивании карбонатной руды максимальное содержание урана достигается при отношении Ж:Т= 0,55;
• степень извлечения урана из карбонатной руды составляет 79,5 % за 1100 часов при отношении Ж:Т = 7,2. Кривая извлечения выходит на горизонтальную асимптотику начиная с 900 часов;
• максимальное обеднение карбонатной руды и переход урана в раствор происходит уже на начальной стадии процесса. За 200 часов достигнуто максимальный пик содержания урана в растворе, однако степень извлечения еще не достигла запланированной величины. Поэтому процесс далее продолжался;
• содержание бикарбонат — иона в растворе определялось, начиная с 400 часов выщелачивания; видно, что если рН среды падает с 7 до 5-5,5, то содержание бикарбонат — иона в растворе минимальное или вообще не обнаруживается.
Изменение содержания урана и бикарбонат иона в растворе, степени извлечения и рН от времени в трубке 1
Изменение степени извлечения, содержания урана и трехвалентного железа в растворе и рН от времени в трубке 3
рН“
-------Степень извлечения (е/10),%
Содержание урана в растворе
—■----Содержание железа в растворе, г/л
Кислотность, г/л
Рис. 3
Выщелачивание технологической пробы №1.
Выщелачивание проводилось по следующей схеме (т.н. «жесткие» условия):
• водная отмывка;
• выщелачивание с концентрацией Н2804 от 25г/л с поэтапным понижением до 5 г/л.
Результаты экспериментов приведены на рис. 3.
В результате проведения выщелачивания по «жесткой схеме» установлено следующее:
• степень извлечения урана достигает 90 % за 450-500 часов при отношении Ж:Т = 1,25. Кривая извлечения выходит
на горизонтальную асимптотику за 300 часов.
• процесс выщелачивания идет по обычной классической сернокислотной схеме, т.е первоначально наступает карбонатный пик при рН= 7,7 затем сернокислотный пик при рН = 3
• трехвалентное железо в растворе появляется при рН = 2 — 2,5, т.е. когда приходит кислотный фронт.
• максимальное содержание урана при карбонатном фронте достигается при соотношении Ж:Т = 0,28, при сернокислотном фронте при значении Ж:Т = 0,4.
Для сравнения был проведен опыт в «мягких» условиях выщелачивания технологической пробы №2 по следующей схеме:
• водная отмывка;
• выщелачивание с концентрацией Н2804 5г/л с поэтапным повышением до 25 г/л.
Результаты экспериментов представлены на рис. 4.
В результате проведения опыта в трубках по «мягкой» схеме выщелачивания установлено следующее:
• карбонатный пик содержания урана достигается при отношении Ж:Т = 0,53, а сернокислотный пик при Ж:Т = 0,99.
• степень извлечения достигается 75 % за 1000 часов при отношении Ж:Т = 2,26. Кривая извлечения выходит на горизонтальную асимптотику за 800 часов.
• трехвалентное железо в растворе появляется при рН = 3,5 и его концентрация значительно увеличивается со снижением рН среды до рН=2.
Выводы:
1. Минералого-петрографическими исследованиями руд месторождения Семизбай установлено, что состав рудной минерализации представлен коффи-нитом и оксидами урана.
2. Установлены содержания урана в верхнем и нижнем рудоносных горизонтах.
3. Установлены повышенные содержания урана в частичках углефициро-ванного растительного детрита и кату-нах красных глин.
4. Характер распределения урана по гранулометрическим классам, свидетельствует о нахождении урана во всех фракциях песка. В основном наблюдается обогащение ураном алеврит-глинистых классов порового наполнителя песка.
5. При выщелачивании карбонатной руды серной кислотой механизм выщелачивания идет по щелочному методу. Оптимальной концентрацией кислоты является от 3 г/л до 7 г/л.
6. Для некарбонатного (коффинито-вого) типа руды, процесс выщелачивания идет с концентрацией серной кислоты 15-20 г/л. И степень извлечения достигает 90 % при отношении Ж:Т = 1,25.
7. Применение окислителей для выщелачивания урановых руд месторождения Семизбай незначительно влияет на скорость выщелачивания.
8. Результаты исследований и полученные геотехнологические параметры были использованы при разработке Технологических регламентов и включены в Проект Добычного полигона. ШИН
Садырбаева Г.А., Мырзабек К.А., Жатканбаев Е.Е., Дауренбеков С.Д., Никитина Ю.Г.— лаборатория геотехнологического моделирования «ИВТ» НАК «Казатомпром»;
Пирматов Э.А. — ЦНИЛ «СГХК».
А
----------------------------------- ДИССЕРТАЦИИ
ТЕКУЩАЯ ИНФОРМАЦИЯ О ЗАЩИТАХ ДИССЕРТАЦИЙ ПО ГОРНОМУ ДЕЛУ И СМЕЖНЫМ ВОПРОСАМ
Автор Название работы Специальность Ученая степень
УРАЛЬСКИЙ ГОСУДАРСТВЕННЫЙ ГОРНЫЙ УНИВЕРСИТЕТ и МАГНИТОГОРСКИЙ ГОСУДАРСТВЕННЫЙ ТЕХНИЧЕСКИЙ УНИВЕРСИТЕТ ИМ. Г.И. НОСОВА
ШАРИПОВ Ришат Хакимжанович Изучение влияния скорости подъёма ковша на долговечность рукояти экскаваторов с зубчато-реечным напором (на примере ЭКГ-5А) 05.05.06 к.т.н.
