Схемы карбонатного выщелачивания, аппаратурное оформление и параметры процесса

16.07.2020

Первый завод («Биверлодж» канадской фирмы «Эльдорадо нырклеар»), работающий по схеме карбонатного выщелачивания, был построен в 1953 г. Первоначальная мощность-завода по руде составляла 450 т/сут, но уже к 1957 г. завод был расширен до 1800 т руды/сут (900 т U3O8/год). В течение ряда лет, начиная с 1969 г., завод использовался лишь на 50%. В 1975 г. было объявлено, что завод вновь будет перерабатывать 1800—2000 т руды/сут, поэтому намечена его существенная реконструкция.

На заводе (рис. 4.1) перерабатывается руда с содержанием урана 0,21% (в последнее время содержание снизилось до 0,2%). Основной урановый минерал — смолка, довольно тонко рассеянная в руде, в которой содержится также пирит в количестве от 1 до 2,5%. Co времени пуска завода в его технологическую схему были внесены изменения, и в настоящее время он работает по схеме, предусматривающей радиометрическую сортировку руды, флотационное выделение из нее пирита, кислотное выщелачивание пиритного концентрата и содовое выщелачивание хвостов флотации.

После первичного дробления руды текущей добычи, осуществляемого под землей на двух дробильных станциях, фракция крупностью + 75 мм, составляющая 35% всей руды, подается на радиометрическую сортировку на четырех машинах (производительность каждой машины 22 т руды/ч). Выход отвальных хвостов (содержание урана 0,021%) составляет 50—60% сортируемой руды.

С 1965 г. крепкая руда подается в мельницу рудного самоизмельчения, разгрузка которой направляется на грохочение в две ступени (размер отверстий грохотов 6,3 и 2 мм) и гидроциклонирование. Фракция +6,3 мм вместе с частью фракции +2 мм и песками гидроциклонирования поступает в классификатор шаровой мельницы второй стадии измельчения. Слив гидроциклонов вместе со сливом классификатора второй стадии измельчения подается на флотацию пирита.

Менее крупная руда поступает на дробление в две стадии в щековой и конусной дробилках. Измельчение (в две стадии) осуществляется в шаровых мельницах размером 2,75x2,75 м в содовом растворе. Расход шаров 1,1 кг/т руды. Пульпу измельченной руды (содержание твердого — 20%, крупность 75% — 0,074 мм) подают в промежуточный чан флотационного отделения и сюда же добавляют 6%-ный раствор изопропилового ксантата в количестве 0,09 кг/т (в пересчете на твердое). Продолжительность перемешивания пульпы с раствором ксантата 6 мин. Флотацию производят в содовой среде при pH = 10.

Готовый концентрат, содержащий ~50% пирита и — 0,25—0,4% урана, подвергается кислотному выщелачиванию в течение 3 ч при pH = 2 в специальной небольшой секции. Расход кислоты 33,75 кг/т концентрата. Урансодержащий раствор выделяется фильтрацией в две ступени, и уран из раствора осаждается гидроокисью магния. Извлечение урана — 90%. Полученный бедный концентрат направляют на содовое выщелачивание совместно с Основной массой руды — хвостами флотации, которые содержат 0,05—0,06% серы.

Стоимость переработки в секции флотации и кислотного выщелачивания пиритного концентрата составляет 0,25—0,30 долл./т руды. Благодаря применению флотации расходы на реагенты снизились на 1,80 долл./т руды.

В 1965 г. автоклавное выщелачивание хвостов флотации заменено выщелачиванием в пачуках с использованием кислорода в качестве окислителя (ранее применялся воздух). Выщелачивание пульпы плотностью 50% твердого производится при температуре 82° С. Несколько лет назад пачуки высотой 15 м, диаметром 5,5 м и углом конусности нижней части 60° были переоборудованы при затратах 0,5 млн. долл. Эти расходы окупили себя в течение года благодаря повышению коэффициента извлечения урана с 87 до 92%. Переоборудование коснулось главным образом системы перемешивания пульпы. Ранее перемешивание осуществлялось с помощью эрлифтных труб диаметром 400 мм, проходивших через середину пачуков. Вместо труб диаметром 400 мм были установлены трубы диаметром 635 мм. Трубы открыты с обеих сторон, и в них установлены мешалки пропеллерного типа диаметром 558 мм. Мешалки приводятся в действие двигателем мощностью 11 кВт (15 л. с.), смонтированным наверху пачука. Кислород для окисления четырехвалентного урана подается через шесть трубок диаметром 25 мм, опущенных сверху до границы между цилиндрической и конической частями пачука. Благодаря такому переоборудованию обеспечиваются более быстрое и тщательное перемешивание пульпы с кислородом и более высокое извлечение урана. Недостатком новой системы является быстрый износ пропеллерных мешалок. Проводятся эксперименты с керамическими и резиновыми мешалками.

Пачуки расположены в четыре параллельные цепочки по шесть пачуков в каждой, В ходе модернизации завода будет установлена дополнительная нитка из шести пачуков. Поток пульпы из пульподелителя проходит через пачуки самотеком. Для подогрева пульпы в головных пачуках имеется по два паровых змеевика, в остальных пачуках — по одному змеевику.

Урансодержащий раствор после выщелачивания отделяют от нерастворенного рудного остатка фильтрацией в две ступени. Каждая ступень состоит из двенадцати фильтров размером 3,5x4,87 м (три группы по четыре фильтра). В целях экономии реагентов и уменьшения потерь растворенного урана урансодержащий раствор перед подачей его на осаждение направляют в специальную систему, предназначенную для упаривания раствора, снижения концентрации бикарбоната и обеспечения паром системы выщелачивания.

Установка выпаривает из урансодержащего раствора 350 т воды/сут и обеспечивает возможность подачи дополнительного количества воды для промывки хвостов на второй стадии фильтрации, что снижает потери растворенного карбоната натрия и урана. Благодаря этой установке достигается экономия 0,45—0,50 долл./т руды.

В растворе после выпарной установки все еще содержится 12—14 г/л бикарбоната, который необходимо превратить в карбонат натрия при осаждении урана. Поэтому урансодержащий раствор после упаривания обрабатывают известью, что снижает общую стоимость операции осаждения. По существу установка для обработки известью начала действовать в 1959 г., но за этот период ее схема была упрощена.

Раствор из выпарной установки в специальном чане перемешивают с пульпой извести. В результате реакции извести с бикарбонатом натрия образуются гидроокись натрия и карбонат кальция. В полученном в ходе реакции растворе (pH=11,5) содержится 5—10 г/л взвешенных твердых частиц в виде карбоната кальция. До 1975 г. этот раствор подавали в сгуститель диаметром 15,5 м, в который добавляли гуаровую смолу. В 1975 г. для осветления раствора установлен и испытывается пластинчатый сгуститель, в который также подается гуаровая смола. Контактирование твердых частиц с флокулянтом производится в смесителе, оборудованном рядом отбойных перегородок. Твердые частицы карбоната кальция поступают в сборник и непрерывно выводятся через клапан, регулируемый реле времени (пульпа карбоната кальция возвращается на выщелачивание). В сливе сгустителя «ламелла» содержится 100 мг/л твердых частиц — меньше, чем в сливе обычного сгустителя. Установка пластинчатого сгустителя очень выгодна: на заводе уменьшаются потери тепла и отпадает необходимость в специальном сооружении для сгустителя, создаются более благоприятные рабочие условия — влажность и температура в помещении, где был установлен прежний сгуститель, составляли —100% и 40,5° С соответственно снижает расходы на реагенты на 0,5 долл./т руды. Кроме того, обработка известью способствует удалению иония (тория-230), который загрязнял осадок химического концентрата (рис. 4.2).

Уран из осветленного раствора осаждается едким натром при 50—55° С в течение 12 ч. Пульпу химического концентрата фильтруют на трех фильтрпрессах, фильтрат направляют в башни для карбонизации, а химический концентрат — на сушку и затаривание.

Для использования тепла нагретого влажного воздуха, выходящего из пачуков, для подогрева пульпы применяется скруббер, конструкция которого также была изменена по сравнению с первоначальной.

Рудная пульпа (плотностью ~50% твердого) перекачивается в верхнюю часть скруббера и распределяется на полке, заполненной стальными стержнями небольшой длины. Пульпа самотеком перемещается через скруббер, собирается на дне и перекачивается в секцию выщелачивания. Нагретые газы из пачуков поступают в вентилятор производительностью 280 м3/мин, который их подает в скруббер. Отходящие газы выбрасываются в атмосферу. При контактировании пульпы с газами, имеющими температуру 82° С, ее температура повышается с ~38 до ~74°С. При существующих рабочих условиях 85% тепла газов передается пульпе.

В течение 1976—1977 гг. проведен капитальный ремонт всех 24 барабанных фильтров, непрерывно эксплуатировавшихся в течение последних 15 лет. Намечается модернизация конусной дробилки и системы пылеулавливания в дробильном отделении. Рядом с основным зданием завода построена новая установка для производства кислорода производительностью 12 т кислорода/сут.

На американском заводе в Каннон-Сити фирмы «Коммонуэлс Эдисон», ранее принадлежавшем фирме «Коттер», перерабатывается руда с содержанием 0,6-1,2% U3O8, основной урановый минерал которой представлен смолкой. Завод работал по схеме карбонатного выщелачивания с последующим выделением урансодержащего раствора фильтрацией и осаждением урана едким натром. Руду перед выщелачиванием подвергали флотации.

Руда доставлялась на завод на самосвалах, и каждый самосвал опробовался на влажность. Шихтовка производилась до содержания 0,5 U3O8. На второй стадии дробления руда дробилась до крупности 12,7—19 мм. Мелкодробленая руда хранилась в бункере вместимостью 400 или 300 т, откуда питателями подавалась в независящие друг от друга отделения измельчения, в одном из которых была установлена шаровая мельница размером 2,1х2,1 м, работавшая в замкнутом цикле со спиральным классификатором, в другом — шаровая мельница (1,8х1,8 м), работавшая в замкнутом цикле с двумя гидроциклонами. Измельчение производилось в растворе, содержащем 65 г Na2CO3, 5—6 г NaHCO3, 1,2—1,5 г U3O8 и до 2 г Мо/л. Руда измельчалась до 80%—0,074 мм. Измельченная руда направлялась на флотацию сульфидов, что позволяло повысить извлечение урана на 3—7% и снизить расход кальцинированной соды.

Хвосты флотации сгущались до 45—50% твердого и подавались на выщелачивание в нитку из 10 пачуков. Продолжительность выщелачивания в пачуках 96 ч (при производительности по руде 150 т/сут). Плотность пульпы не более 58% твердого, температура 80° С. Окислитель не добавлялся. Из последнего пачука пульпа поступала в промежуточный пачук меньших размеров, из которого затем подавалась на вторую стадию выщелачивания в двух автоклавах (3,6х3,6 м). Расход кальцинированной соды 36 кг/т руды.

Разделение жидкого и твердого осуществлялось фильтрацией на трех фильтрах (2,4х4,2 м), работавших параллельно. При фильтрации в качестве флокулянта служил раствор гуаровой смолы, а при сгущении использовались флокулянты полиакриламидного типа.

Объединенный фильтрат (содержание U3O8 — 5,0 г/л) осветлялся на модифицированных песочных фильтрах, где в качестве фильтрующего слоя использовался мелкий уголь, и подогревался в паровом теплообменнике до 65,0° С, после чего поступал на осаждение каустической содой в четырех чанах. В первый чан добавлялась щелочь для поддержания избыточных концентраций NaOH 4 г/л. Пар подавался во все чаны для обеспечения постоянной температуры 65,0° С. В сбросном растворе после осаждения содержалось 0,02 г U3O8/л.

Пульпу химического концентрата сгущали в сгустителе диаметром 4,8 м, верхний слой которого пропускали последовательно через два чана, где оседало дополнительное количество очень тонкого концентрата. В сгуститель добавляли гуаровую смолу и KMnO4.

Слив последнего сборника осветляли на песочном фильтре, затем производили его рекарбонизацию дымовыми газами, после чего его использовали в качестве промывочного раствора при фильтрации. Высушенный химический концентрат дробили, пропускали через грохот с размером отверстий 6,3 мм и затаривали в барабаны объемом ~210 л. Поскольку данный завод устарел, намечено в 1980 г. построить и ввести в эксплуатацию новый завод производительностью 1000 т руды/сут, который будет работать по схеме кислотного выщелачивания с экстракцией урана из растворов.

Наиболее крупный завод, работающий по схеме карбонатного выщелачивания, построен в 1958 г. американской фирмой «Юнайтед ньюклеар-Хоумстейк партнерз». В 1967 г. его производительность (по руде) была увеличена с 1650 до 3500 т/сут.

Завод (рис. 4.3) перерабатывает руды, представленные песчаниками. Основные урановые минералы — коффинит, уранинит, туямунит и карнотит. Среднее содержание урана в руде 0,17%. Кроме того, в руде содержатся в небольших количествах ванадий, молибден и селен.

Шихтовка большей части руды осуществляется непосредственно на рудниках перед погрузкой ее в самосвалы для доставки на завод. Каждый самосвал взвешивается, и руду складируют партиями от 500 до 1500 т. Из руды каждого самосвала отбирается проба для определения влажности, и при влажности более 8—9% руда подсушивается в барабанной сушилке до 5% влажности. После дробления подсушенной руды до —13 мм ее взвешивают на автоматических ленточных весах и опробуют в четыре ступени на автоматической опробовательной установке. Между второй и третьей ступенями опробования установлена валковая дробилка для дробления до —6,3 мм. Конечная проба высушивается и дробится в конусной дробилке до крупности —1,65 мм. Раздробленная руда направляется в четыре бункера вместимостью 1500 т каждый. В случае зависания руды подается сжатый воздух.


Для улучшения процесса выщелачивания некоторых видов руды ее подвергают обжигу при 340° С во вращающейся печи диаметром 3 м, длиной 24 м. Производительность печи 20—25 т руды/ч. Огарок охлаждается и направляется на измельчение.

Измельчение осуществляется в двух параллельных секциях, одна из которых предназначена для трудновскрываемой руды, другая — для обычной. Руда из бункеров в мельницы подается питателями с дистанционным управлением. Каждая секция состоит из шаровой мельницы диаметром 3 м, длиной 1,675 м, работающей в замкнутом цикле со спиральным классификатором диаметром 1,83 м. Измельчение ведется в карбонатном растворе (37 г/л Na2CO3 и 7 г/л NaHCO3).

Пульпа измельченной руды (5% +0,297 мм и 35% —0,074 мм) перекачивается в гидроциклоны диаметром 508 мм. Верхний слив гидроциклонов направляется в сгуститель диаметром 30,5 м, куда добавляют полиакриламид (0,007 кг/т), и полученную пульпу плотностью 40% твердого объединяют с песками гидроциклонов и подают в чан для подогрева до 65,0° С.

Объединенная пульпа с содержанием твердого 52—54% подается на выщелачивание в две ступени (имеется две секции выщелачивания), на первой ступени — в вертикальных автоклавах при 4,5 ати и 93° С. Автоклавы (диаметр 3,6 м, высота 4,8 м) установлены в две нитки по четыре аппарата в каждой и оборудованы мешалками турбинного типа и двумя импеллерами, установленными на валу. Воздух для окисления поступает через диффузоры и днище каждого автоклава. Продолжительность автоклавного выщелачивания 4,5 ч.

Пульпа через автоклавы перемещается самотеком, поскольку автоклавы установлены с разницей в уровне 150 мм. Первый автоклав в каждой нитке оборудован паровыми змеевиками. Регулирование давления обеспечивается автоматическим выпускным воздушным клапаном на распределительном патрубке, соединенном с каждым автоклавом. Расход сжатого воздуха 9,8—12,6 м3/мин/т руды.

Из последних автоклавов пульпа автоматически выпускается в промежуточные чаны и затем пропускается через теплообменники для утилизации тепла. Скорость выпускания пульпы регулируется в зависимости от уровня пульпы в промежуточном чане. Пульпа охлаждается от 93 до 82° С урансодержащим выводным раствором, который, в свою очередь, нагревается от 51 до 68° С.

Вторая ступень выщелачивания, применяемого при переработке упорных руд, осуществляется в девяти пачуках (диаметр 5,7 м, высота 11,6 м). Продолжительность выщелачивания 36 ч. Каждый пачук оборудован четырьмя основными эрлифтами (диаметром 254 мм) с паровой рубашкой и пятью дополнительными трубками (диаметром 19 мм) для подачи воздуха. Расход воздуха при выщелачивании в пачуках составляет 16,8 м3/т руды, температура пульпы 80,0° С.

Отделение урансодержащего раствора от твердого невыщелоченного остатка осуществляется противоточной фильтрацией в три ступени с промывкой и распульповкой кека между ступенями карбонизированным маточником (после второй ступени) и оборотным раствором с хвостохранилища (после третьей ступени). Кек первой ступени промывают и распульповывают горячим фильтратом третьей ступени. На каждой ступени — по семь барабанных фильтров диаметром 3,4 м, из них пять имеют рабочую поверхность 58,5 м2 и два 51,3 м2 каждый.

Потери урана за счет неполноты отмывки составляют 0,8% содержания его в исходной руде.

Для улучшения фильтрации добавляют флокулянт (в настоящее время гуаровую смолу, общий расход которой составляет 0,18—0,225 кг/т руды). Средний срок службы нейлоновой фильтровальной ткани 1 год. Ткань периодически промывают струями воды под высоким давлением. Коррозия корыт фильтров и пазов барабанов предупреждается очисткой этих участков и покрытием их краской на основе эпоксидной смолы.

Фильтрат первой ступени, представляющий собой выводной урансодержащий раствор, осветляется в сгустителе, поверхность которого покрыта плавающими пластинами из пенополистирола. Нижний слив сгустителя возвращается в чан для оборотных растворов, а осветленный верхний слив направляется на осаждение в две ступени.

На первой ступени осаждения урансодержащий раствор подогревается от 50—60 до 82° С в теплообменниках типа труба в трубе и смешивается с оборотным химическим концентратом в двух последовательно установленных чанах в течение 5 ч для повышения содержания в нем урана от 3,5 до 7,5 г/л. Затем раствор направляется в восемь чанов с мешалками, установленных последовательно. В первый чан добавляется щелочь до избыточной концентрации NaOH в конечном растворе 5 г/л. Продолжительность осаждения 8 ч. Полученную пульпу химического концентрата направляют в сгуститель 12x3,6 м. Во избежание потерь тепла стенки сгустителя футерованы стеклопластиком, а поверхность прикрыта плавающими пластинами из пенопласта толщиной 50 мм. Верхний слив сгустителя собирают в чане и затем подают на карбонизацию дымовыми газами в две башни с насадкой. Рекарбонизиро-ванный маточник (содержание NaHCO3 — 2 г/л) используется для промывки на II ступени фильтрации. Нижний слив (35—40% твердого) фильтруется на дисковом фильтре и обжигается в шестиподовой печи (2,5х1,8 м) с выдержкой в течение ~30 мин на последних двух подах при 870° С. Обжиг необходим для удаления избыточного количества ванадия и карбоната (содержание V2O5 перед обжигом 5—6%, СО3 — 2,5%). Обожженный химический концентрат выгружается на охлаждаемый водой шнековый транспортер, на котором температура концентрата снижается до 93—148° С, и подается в чан для гашения. Затем продукт обезвоживают в другом сгустителе (диаметр 4,8 м, высота 3 м). Нижний продукт сгустителя (химический концентрат с 7,5% Na) после промывки на барабанном фильтре растворяется при pH = 2,2 в растворе серной кислоты (три части раствора на одну часть твердого) для снижения концентрации Na до 0,5%. Из полученного раствора аммиаком при pH = 7,4 повторно осаждается химический концентрат, который затем обезвоживается на двух последовательно работающих вакуумных барабанных фильтрах размером 2,4х2,4 мм, сушится при 148° С и затаривается в барабаны вместимостью 210 л и массой 450 кг. Состав получаемого химического концентрата, %: 85,5% U3O8; 0,5% Na; 0,2% V2O5; 0,4% — CO3.

В октябре 1972 г. канадская фирма «Рио-Алгом майнз» ввела в Лисбоне (шт. Юта, США) завод начальной производительностью 500 т с расширением в 1975 г. до 750 т руды/сут (550 т U3O8/год).

Руда поступает на завод с расположенного вблизи рудника добыча на котором ведется подземным способом. Руда представлена песчаником с незначительными прослойками сланца и алевролита.

Завод работает по схеме содового автоклавного выщелачивания с последующей фильтрацией и химическим осаждением урана из растворов (рис. 4.4). Извлечение урана в концентрат — 95%.

Руда текущей добычи транспортером шириной 0,915 м, длиной 16 м подается из бункера или усредняющего открытого склада на двухдечный грохот размером 1,5x3 м, а затем — в молотковую дробилку (размером 0,81x1,03 м) производительностью 110 т руды/ч, которая дробит руду с 355 мм до крупности — 12 мм. Пыль отсасывают вентилятором. Дробленая руда транспортером шириной 0,61 м, длиной 87,4 м доставляется в бункер с коническим днищем вместимостью 1250 т, откуда по транспортеру шириной 0,61 м, длиной 21,3 м направляется на измельчение до крупности — 0,210 мм (—65 меш) в шаровой мельнице размером 2,4X3 м, работающей в замкнутом цикле с гидроциклоном диаметром 0,38 м, верхний слив которого самотеком поступает в сгуститель размером 3,6x2,4 м, а затем возвращается в шаровую мельницу. Нижний слив попадает в сборники и подогревается до 79° С. Плотность нижнего слива замеряется гамма-плотномером и поддерживается на уровне 50% твердого. В сгуститель добавляется сепаран в количестве 0,9 кг/т руды.

Подогретый нижний слив из сборников подается на автоклавное выщелачивание при 120° С и давлении 3,5—4,2 ати в растворе карбоната натрия (42—44 г/л) и бикарбоната натрия (8,5—17 г/л). Имеются две параллельные нитки автоклавов (по пять аппаратов в каждой) диаметром 3,6 м, высотой 4 м. Автоклавы снабжены змеевиками для парового обогрева, благодаря чему в них поддерживается заданная температура, и вводами для сжатого воздуха в количестве 11,3 м3/мин. Продолжительность выщелачивания 14 ч.

Выщелоченная пульпа поступает в сборник, охлаждается с 120 до 70° С в теплообменниках, после чего фильтруется в три ступени. Кек фильтров первой ступени промывается горячим фильтратом третьей ступени. Фильтрат подают в отстойники типа «Уитко» (на стадии осаждения). Распульпованный кек поступает на фильтры второй ступени, где он промывается и распульповывается ре-карбонизированным маточником. Фильтрат второй ступени подается в сгуститель перед выщелачиванием. На операции фильтрации используется флокулянт, подаваемый в специальные желоба.

Выводной фильтрат от фильтров первой ступени осветляется в отстойниках типа «Уитко» и перекачивается через теплообменник для подогрева с 48 до 82° С. Кек фильтров промывается и возвращается в сгуститель рудной пульпы.

Осаждение урана производится в семи чанах. Продолжительность цикла осаждения 10 ч. Горячий осветленный урансодержащий раствор смешивается с оборотным химическим концентратом в первом чане. Во второй, третий и пятый чаны для поддержания концентрации NaOH на уровне 5,5 г/л добавляется 50-ный раствор каустической соды.

Пульпа химического концентрата перетекает в сгуститель диаметром 7,2 м, высотой 3 м. Часть нижнего слива сгустителя возвращается в первый чан осаждения, а оставшаяся часть — в чан-сборник диураната натрия. На поверхности сгустителя плавают пластины из пористого пластика. Верхний слив осветляется на фильтрпрессах и перекачивается в сборник маточников. He содержащий урана раствор после осаждения направляется в башню карбонизации, в которой он стекает по насадке навстречу дымовым газам. Карбонизированный раствор (концентрация NаНСО3 7 г/л) используется для промывки и распульповки кека на второй ступени фильтрации.

Пульпу диураната натрия из чана-сборника обезвоживают в центрифуге размером 712x1065 мм и фугат возвращают в сгуститель диураната натрия. Кек растворяют в серной кислоте при pH = 2,1 и затем уран повторно осаждают перекисью водорода при pH = 3,5. Регулирование значения pH на этой операции осуществляется аммиаком.

Осадок пероксида урана обезвоживают в двух центрифугах: размером 712x1065 мм, раствор после контрольной фильтрации на фильтрпрессе сбрасывается в отвал. Пероксид урана направляют в подовую сушилку (1,8x1,8 м), обогреваемую газом. Высушенный химический концентрат измельчается в молотковой дробилке и затаривается в барабаны. Часть сбросных растворов из хвостохранилища возвращается в технологический процесс, оставшаяся часть испаряется.

Как было сказано выше, после карбонатного выщелачивания уран обычно осаждают щелочью из осветленных растворов, но этот метод не является единственным. Например, на заводе «Моаб» (США), работавшем по комбинированной схеме до 1976 г., уран из шламовой пульпы после карбонатного выщелачивания извлекали сорбционным методом в контейнерных аппаратах (аналогичный метод применялся в свое время на одном из старейших американских заводов — «Монтиселло», остановленном в 1960 г. из-за высоких эксплуатационных расходов). С момента пуска завода «Моаб» в ноябре 1956 г. в его технологическую схему внесен ряд изменений. Первоначально завод работал по схеме кислотного выщелачивания, затем в связи с изменением состава и качества руды было введено карбонатное выщелачивание с сорбцией урана из карбонатных пульп. В 1967 г. была добавлена нитка кислотного выщелачивания с экстракцией урана из растворов и попутным извлечением ванадия и меди. Глинистые руды перерабатывались в секции карбонатного выщелачивания, руда с высоким содержанием ванадия и низким содержанием глины: направлялась в нитку кислотного выщелачивания.

Перерабатываемые руды представляют собой силикатные карнотитовые песчаники. Основной урановый минерал — уранинит и в меньшей степени туямунит. Среднее содержание урана в руде составляет 0,22% в секции карбонатного выщелачивания и 0,32% в секции кислотного выщелачивания. При переработке руд с повышенным содержанием меди применяется флотация.

Карбонатное выщелачивание проводилось в автоклавах (две параллельные нитки по семь аппаратов вместимостью 30,3 м3 каждый). Продолжительность выщелачивания составляла 6,5 ч при давлении 3,5 ати и расходе воздуха 28 м3/мин. Расход карбоната натрия — 27 кг/т руды. Разделение песков и шламов осуществлялось в классификаторах типа «Эсперанца» и гидроциклонах. Шламовая пульпа с содержанием твердого 5—6% и 0,5 г U3O8/л направлялась на сорбцию в контейнерных аппаратах (две нитки по 14 аппаратов). Каждый аппарат имел четыре контейнера кубической формы со стороной 1,8 м, вмещавших 4,3 м3 сильноосновной смолы «дауэкс-21К» емкостью по урану 63 кг/м3. Корпуса контейнеров изготавливались из уголковой нержавеющей стали, покрытой пластмассовой сеткой, скрепленной эпоксидной смолой. Извлечение урана из пульпы — свыше 99%. Регенерат объединяли с реэкстрактом отделения кислотного выщелачивания и направляли на осаждение.

В 1975 г. завод переоборудован и вновь пущен в первом квартале 1976 г. В процессе переоборудования отказались от сорбции из карбонатных пульп и перешли на прямое осаждение урана из осветленных растворов в два этапа: на первом этапе едким натром, на втором — безводным аммиаком с добавлением перекиси -водорода (рис. 4.5).

Доставляемая на завод руда складируется на открытых складах в соответствии с содержанием в ней урана, ванадия и меди, откуда погрузочной машиной подается на колосниковый грохот с отверстиями размером 305 мм. Верхний продукт грохота поступает в щековую дробилку и дробится до крупности — 254 мм, а нижний транспортером подается в бункер вместимостью 80 т.

Выгружаемая из дробилки руда проходит под подвешенные магнитом для удаления случайных кусков железа и подвергается грохочению на грохоте с отверстиями размером 75 мм. Вторая стадия дробления (дробится надрешетный продукт) осуществляется также в щековой дробилке до крупности —75 мм. Раздробленная руда объединяется с подрешетным продуктом первой стадии дробления и подается на два параллельно работающих грохота с отверстиями размером 19 мм. Третья стадия дробления в конусной дробилке, работающей в замкнутом цикле с грохотами, предназначена для дробления надрешетного продукта грохотов до —19 мм. Нижний продукт грохотов, представляющий собой конечный продукт дробильного отделения, подвергается опробованию с двумя сокращениями. Для улавливания пыли в отделении дробления и опробования имеются четыре мешочных фильтра, два из них обслуживают дробилки и передаточные пункты между ними, один — питатели, подающие мелкодробленую руду из бункеров, один находится в опробовательном отделении. Кроме того, предусмотрена система орошения водой из 16 гидромониторов для подачи воды под давлением 2,8 ати, используемая на участках потенциального пылевыделения, а также в периоды, когда перерабатывается сухая руда (при влажности 4%).

После опробования мелкодробленая руда хранится в 10 цилиндрических бункерах диаметром 6 м, высотой 12 м, вместимостью 300 т каждый (пять бункеров питают отделение измельчения секции карбонатного выщелачивания, четыре — отделение измельчения секции кислотного выщелачивания, десятый бункер служит для руды, возвращаемой на склады).

Перед карбонатным выщелачиванием руда проходит две стадии измельчения; на первой стадии — в шаровой мельнице в оборотном растворе, содержащем 50—60 г/л Na2CO3. Выгруженная из мельницы пульпа поступает в спиральный классификатор (2,2х5,1 м). Верхний слив классификатора возвращается на доизмельчение, а нижний поступает в нитку из четырех гидроциклонов, нижний слив которых подается на вторую стадию измельчения в шаровой мельнице, работающей в замкнутом цикле с гидроциклонами. Шламовая пульпа из гидроциклонов перекачивается в сгуститель диаметром 25,5 м, слив которого возвращается в чан для хранения оборотных растворов для последующего их использования на стадии измельчения. В этот же сгуститель направляются оборотные растворы от других операций. Перед выщелачиванием сгущенная пульпа подогревается в теплообменниках до 74—82° С.

Карбонатное выщелачивание ведется в автоклавах (две нитки по семь аппаратов), оборудованных механическими мешалками, под которые подается сжатый воздух. Два первых автоклава в каждой нитке снабжены паровыми змеевиками для нагрева пульпы до 115° С в первом автоклаве и до 120° С во втором. Продолжительность выщелачивания в каждой нитке 6 ч.

Выщелоченная пульпа из автоклавов подается в теплообменники, а затем в чан, питающий фильтры первой ступени фильтрации. Фильтрация производится в три ступени на шести барабанных фильтрах, установленных в две цепочки (по три фильтра), при следующей последовательности операций: 1) фильтрат третьей ступени промывает кек первой ступени, и полученный раствор является выводным (собирается в чане для неосветленного урансодержащего раствора); кек фильтра распульповывается карбонизированным раствором, выходящим из башни карбонизации; 2) карбонизированный раствор промывает кек второй ступени и направляется в сгуститель в качестве оборотного раствора; кек фильтра распульповывается водой; 3) после промывки водой и распульповки рафинатом из отделения жидкостной экстракции кислотной секции кек фильтра третьей ступени перекачивается в основной хвостовой зумпф и объединяется с хвостами секции кислотного выщелачивания для последующей перекачки в хвостохранилище. Большая часть фильтрата третьей ступени используется для промывки кека первой ступени, а остаток объединяется с фильтратом первой ступени и хранится в чане.

Урансодержащий раствор осветляется на фильтрпрессах и затем периодически используется для обратной промывки фильтров. Полученная при этом пульпа возвращается в чан, питающий фильтр первой ступени.

Осаждение урана из осветленного раствора производится в два этапа. На первом этапе раствор поступает в четыре последовательно установленных чана с мешалками. В первый чан подается пар и едкий натр для осаждения урана в виде диураната натрия, который перекачивается сначала в сгуститель, а затем на фильтрацию на двух барабанных фильтрах, работающих параллельно. Кек фильтров (концентрат диураната натрия) распульповывается водой и затем в специальном чане растворяется серной кислотой. Фильтрат и слив сгустителя направляется в башню карбонизации.

При растворении диураната натрия может выделяться значительное количество тепла, что неблагоприятно сказывается на последующем этапе осаждения перекисью водорода. Поэтому раствор охлаждается в теплообменниках до 26,5—32° С и смешивается с реэкстрактом секции кислотного выщелачивания в первом из двух последовательно установленных чанов, предназначенных для удаления двуокиси углерода. Разложение карбонатов обеспечивается за счет добавки серной кислоты.

На втором этапе уран осаждается дробно в одном из трех чанов при pH = 2,4 безводным аммиаком и перекисью водорода. Осажденный химический концентрат фильтруется на фильтрпрессах, кек фильтров сушится в многоподовой сушилке, дробится в молотковой мельнице до крупности 6,3 мм и затаривается в барабаны.

Особенностью завода является секция двухстадийного кислотного выщелачивания, причем на второй стадии выщелачивание ведется при высокой избыточной кислотности в целях извлечения урана и ванадия. Уран из осветленных растворов извлекается экстракционным способом [экстрагент — раствор смеси третичного амина (5%) и изодеканола (2,5%) в дизельном топливе (92,5%)]. Ванадий извлекается из рафината (после экстракции урана) раствором смеси Д2ЭГФК (6%) и изодеканола (3%) в дизельном топливе при pH = 2,0.

В соответствии с требованиями защиты внешней среды завод после реконструкции по существу перешел на замкнутый цикл водоснабжения, что исключает необходимость сброса жидких отходов в открытые водоемы. Осветленные растворы из хвостового пруда используются в качестве оборотных.

В ближайшие годы намечено построить завод Иилирри» в Австралии, который, по-видимому, будет работать по схеме содового выщелачивания с выделением урансодержащего раствора противоточной декантацией.

Руда с содержанием U3O8 0,15%, добываемая открытым способом, будет подвергаться шихтовке и сушке до 12—15% влажности. Дробление руды будет осуществляться в ударной дробилке, работающей в замкнутом цикле с грохотами, до крупности 19 мм. Из бункеров раздробленная руда будет поступать на вторичную сушку, а затем на обжиг. Огарок будет подаваться на гашение в спиральный классификатор, после чего будет измельчаться в две стадии в стержневой и шаровой мельницах до крупности 0,295 мм. Пульпа измельченной руды затем сгущается и направляется на автоклавное выщелачивание в растворе Na2CO3 и NaOH в течение 16—20 ч при 125°С и давлении 1,0—1,4 ати. Извлечение урана на стадии выщелачивания будет составлять 95%. После выщелачивания пульпа будет охлаждаться до 50° С и пропускать через систему противоточной промывки из семи сгустителей.

Урансодержащий раствор будет осветляться и подогреваться перед осаждением из него урана в цепочке чанов, оборудованных мешалками. Осаждение будет вестись едким натром с получением концентрата урана с содержанием 70—75% U3O8 и 5—6% V2O5. Пульпу химического концентрата будут подвергать распульповке раствором карбоната натрия и обжигать в многоподовой печи, в результате чего ванадий будет образовывать растворимое соединение — ванадат натрия. Огарок будет охлаждаться, измельчаться и распульповываться водой с последующей фильтрацией полученной пульпы. Фильтрат будет направляться на извлечение из него V2O5, а кек фильтра промываться для получения химического концентрата с низким содержанием ванадия.

Для получения концентрата урана высокой чистоты первичный концентрат будут растворять в растворе серной кислоты и осаждать уран из кислого раствора аммиаком. Пульпа очищенного химического концентрата будет фильтроваться, сушиться и дробиться до крупности —6 мм. В конечном продукте будет содержаться более 90% U3O8.

Имя:*
E-Mail:
Комментарий:
Информационный некоммерческий ресурс fccland.ru © 2020
При цитировании и использовании любых материалов ссылка на сайт обязательна