Содержание к диссертации
Введение
Глава 1. Современное состояние технологии переработки уранового сырья методом кучного выщелачивания цель и задачи исследований 9
1.1. Практика развития технологии кучного и подземного выщелачивания бедных урановых руд 9
1.2. Анализ основных направлений интенсификации кучного выщелачивания урана из бедных руд 15
1.3. Обоснование перспективных методов совершенствования технологии кучного выщелачивания бедного "упорного"уранового сырья 26
1.4. Цель и задачи исследований 29
Глава 2. Оценка геотехнологических условий извлечения урана из бедного сырья методом кучного выщелачивания 30
2.1. Химико-технологические основы процесса выщелачивания урана 30
2.2. Методика проведения исследований 38
2.3. Предварительная оценка геотехнологических условий извлечения урана из бедного сырья . 47
2.3.1. Изучение вещественного и минералогического состава сырья 50
2.3.2. Анализ результатов тестовых исследований 54
2.4. Выводы по главе 60
Глава 3. Экспериментальные исследования методов интенсификации кучного выщелачивания урана из бедного сырья 62
3.1. Обоснование рациональной технологической схемы орошения алюмосиликатных руд 63
3.2. Исследование влияния крупности алюмосиликатных и карбонатных руд на извлечение металла 75
3.3. Исследование влияния различных активных веществ на технологические показатели кучного выщелачивания урана из бедных руд 85
3.4. Выводы по главе 94
Глава 4. Опытно-промышленные испытания методов интенсификации кучного выщелачивания бедных урановых руд и их анализ 96
4.1. Рациональная схема растворооборота КВГМЗ 97
4.2. Кучное выщелачивание бедных "упорных" алюмосиликатных урановых руде их предварительным дроблением и классификацией 101
4.3. Использование в процессе KB поверхностно-активных веществ 105
4.4. Выводы по главе 108
Глава 5. Разработка и технико-экономическая оценка технологий интенсификации кучного выщелачивания бедных алюмосиликатных и карбонатных руд 110
5.1. Технологическая схема кучного выщелачивания урана из алюмосиликатных руд 110
5.2. Технологическая схема кучного выщелачивания урана из карбонатных руд 114
5.3. Технико-экономическая оценка эффективности разработанных методов интенсификации технологии кучного выщелачивания 118
5.4. Выводы по главе 126
Заключение 128
Литература 131
Приложения 146
- Анализ основных направлений интенсификации кучного выщелачивания урана из бедных руд
- Предварительная оценка геотехнологических условий извлечения урана из бедного сырья .
- Исследование влияния крупности алюмосиликатных и карбонатных руд на извлечение металла
- Кучное выщелачивание бедных "упорных" алюмосиликатных урановых руде их предварительным дроблением и классификацией
Введение к работе
Актуальность работы. В настоящее время запасы богатого уранового сырья, в том числе и на крупнейшем в России производителе природного урана ОАО «Приаргунское производственное горно-химическое объединение» (ОАО «ППГХО»), истощаются. Поэтому в разработку вовлекаются бедные и «упорные» к химической технологии руды методами кучного (KB) и подземного (ПВ) выщелачивания. При этом продолжительность их переработки составляет до 2-2,5 лет с повышенным расходом реагентов и низкой степенью извлечения металла на уровне 60-65 %. Промышленная практика эксплуатации отечественных и зарубежных предприятий показала возможность применения различных методов интенсификации процессов KB и ПВ. Многие из них прошли апробацию в производственных условиях отечественной и зарубежной практики и показали обнадеживающие результаты. В то же время они далеко не универсальны. В связи с чем большинство из этих способов не нашли широкого применения, в том числе и на площадке ОАО «ППГХО», по ряду причин: суровые климатические условия, высокая стоимость реагентов, громоздкость оборудования и т.п.
Таким образом, актуальность работы обусловлена необходимостью вовлечения в отработку запасов бедных и забалансовых руд более эффективными методами KB и ПВ, основанными на использовании собственной материально-технической базы предприятия.
Объектом исследований являются бедные алюмосиликатные и карбонатные урановые руды.
Предмет исследований: технологические процессы кучного выщелачивания урана.
Целью работы является разработка эффективных технологических схем кучного выщелачивания металла из бедного уранового сырья применительно к условиям Стрельцовского рудного ПОЛЯ.
Идея работы. Повышение эффективности технологии кучного выщелачивания урана из различных типов бедного сырья за счет классификации перерабатываемого материала, совершенствования схемы растворооборота и использования активирующих веществ,
Основные задачи исследований:
Анализ и обоснование перспективных методов интенсификации КВ.
Оценка геотехнологических условий извлечения урана из бедного сырья.
Экспериментальные исследования различных методов интенсификации процесса КВ.
Опытно-промышленные испытания разработанных технологий и схем KB урана из бедных алюмосиликатных и карбонатных руд.
Разработка и технико-экономическая оценка эффективности технологических схем переработки бедных урановых руд в условиях «ППГХО»
Методы исследований. Анализ и обобщение методов интенсификации КВ. Изучение вещественного, химического состава руд и растворов с использованием химических, рентгено-флуоресцентных, спектрально-эмиссионных, плазменно-фотометрических и минералогических методов анализа. Лабораторные исследования и опытно-промышленные испытания. Методы математической статистики при обработке результатов экспериментов. Технико-экономический анализ эффективности разработанных методов интенсификации КВ.
Защищаемые научные положения.
Повышение эффективности переработки бедного уранового сырья методом KB достигается путем рециркуляции продуктивных растворов через дорабатываемые руды с рекомендуемыми рациональными параметрами орошения.
Интенсификация KB бедных урановых руд обеспечивается:
алюмосиликатных - предварительным дроблением исходного материала до крупности -15(-10) мм, с удалением мелких и шламовых фракций -5 мм;
карбонатных - выводом из исходного сырья класса -10 мм.
3. Повышение извлечения урана при KB достигается:
из бедных алюмосиликатных руд (до уровня 80-85 %) - применением не-ионогенных ПАВ на основе фенолов с расходом 0,4-0,6 кг/т руды;
из бедных высококарбонатных руд Аргунского месторождения (до уровня 70-75 %) путем использования в качестве активатора поверхностно-активных веществ на основе гуминовых соединений с расходом 6-8 кг/т руды.
Достоверность научных выводов, положений и рекомендаций подтверждается достаточным и представительным объемом изученных проб, лабораторных и экспериментальных данных, удовлетворительной сходимостью результатов лабораторных и опытно-промышленных испытаний, положительными результатами внедрения в производство разработанных методов интенсификации KB урана из бедных руд.
Научная новизна работы.
установлены зависимости извлечения урана из бедных алюмосиликатных руд от различных режимов орошения рудного материала;
впервые разработан способ извлечения урана из руд с рециркуляцией продуктивных растворов через дорабатываемые штабели KB;
установлены закономерности изменения извлечения урана из бедного «упорного» алюмосиликатного и карбонатного сырья Стрельцовского рудного поля в зависимости от их крупности;
получены зависимости изменения технологических показателей KB бедных алюмосиликатных и карбонатных урановых руд при применении различных активирующих добавок;
определены рациональные параметры рудоподготовки и орошения при выщелачивании урана из бедного алюмосиликатного и карбонатного материала;
впервые обоснована эффективность использования в качестве поверхностно-активных веществ высокомолекулярных гуминовых соединений, получаемых из углей, при KB бедных высококарбонатных урановых руд.
Приоритет разработок по теме диссертации подтверждён одним патентом РФ на изобретение.
Практическая значимость. На основе выполненных исследований впервые разработаны эффективные методы интенсификации и технологические схемы КБ урана из бедного алюмосиликатного и карбонатного сырья Стрель-цовского рудного поля, внедрение и использование которых повышает производительность, полноту извлечения металла, снижает себестоимость полученной продукции и расширяет сырьевую базу предприятия.
Реализация исследований. Разработанная технология кучного выщелачивания бедных алюмосиликатных урановых руд на основе рециркуляции продуктивных растворов внедрена на участке KB гидрометаллургического завода (ГМЗ) ОАО «11111ХО» в 2001 году. Экономический эффект от применения данной разработки в период 2001-2005 гг. составил 7,5 млн. рублей. В 2004 году реализован первый этап внедрения интенсификации процесса KB урана путем снижения крупности перерабатываемого алюмосиликатного рудного материала до -70 мм и предварительного удаления из него мелких и шламовых фракций (-5 мм), при этом экономический эффект за первый (пусковой) год составил 0,79 млн, руб.
Разработанная технология KB бедного карбонатного уранового сырья включена в бизнес-план технического развития ОАО «ППГХО» с 2008 года. Ожидаемый экономический эффект от ее использования - 1,8 млн. руб/год.
Апробация работы. Материалы диссертации докладывались и обсуждались на экспертном совете «ППГХО» (Краснокаменск, 2000 г.), четвертой и пятой научно-технических конференциях Горного института (Чита, 21-27 апреля 2003 г., 26-28 октября 2004 г.), международной выставке технологий (Москва, 2003 г.), научно-технической секции технологического направления «ППГХО» (Краснокаменск, 2004 г.), XXXII научно-технической конференции Читинского Государственного университета (Чита, апрель 2005 г.), научно-техническим совете «ППГХО» (Краснокаменск, 2005 г.).
Личный вклад автора состоит в:
анализе и обобщении отечественного и зарубежного опыта переработки урановых руд методами KB, проведении тестовых и экспериментальных исследований, обработке и анализе полученных результатов, выявлении и научном обосновании закономерностей изучаемых процессов;
разработке технологических схем KB урана из бедных руд и участии в полупромышленных и опытно-промышленных испытаниях;
обосновании использования высокомолекулярных гуминовых соединений в качестве поверхностно-активных веществ при выщелачивании высококарбонатных урановых руд.
Публикации. По результатам выполненных работ опубликовано 6 печатных работ (в т.ч. получен 1 патент РФ на изобретение).
Объем и структура работы. Диссертационная работа состоит из введения, 5 глав и заключения, содержит 164 страницы машинописного текста, 36 таблиц, 37 рисунков, список использованной литературы из 134 наименований и 6 приложений.
Работа выполнена по целевой программе Министерства РФ по атомной энергии «Уран России» по темам: «Развитие низкозатратных технологий переработки различных типов сырья, разработка схем извлечения и использования попутных ценных компонентов» и «Исследование и разработка технологии кучного выщелачивания для добычи урана из карбонатных руд Аргунского месторождения».
Автор приносит искреннюю благодарность и признательность за поддержку, и методическую помощь при подготовке диссертации: научному руководителю д.т.н., проф. Лизункину В.М., д.т.н. Литвиненко В.Г., д.т.н., проф. Овсей-чуку В.А., д.т.н. Култышеву В.И., к.т.н. Шелудченко В.Г.; сотрудникам ОАО «ПШ'ХО» за помощь в проведении исследований.
Анализ основных направлений интенсификации кучного выщелачивания урана из бедных руд
В процессе эксплуатации KB различных типов руд в мире 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 [32]. Совершенствованию процессов KB и ПВ ценных компонентов из различных типов руд уделено большое внимание в работах Зефирова А.П., Лобанова Д.П., Мамилова В.А., Лунева Л.И., Бахурова В.Г., Луценко И.К., Шаталова В.В., Смирнова И.П., Скороварова Д.И., Мосинца В.Н, Тедеева М.Н. и др. [2, 6-8,22, 36,40].
Анализ и обобщение существующих методов интенсификации KB и ПВ позволяет их систематизировать по двум основным факторам направленного действия - сокращение продолжительности выщелачивания и повышение извлечения ценного компонента. При этом к первым относятся механические, физические и биологические методы интенсификации, а ко вторым - химические и частично биологические.
Механические способы интенсификации. Наиболее простыми методами интенсификации KB являются механические способы воздействия на отрабатываемую рудную массу. Один из широко распространенных - принудительное рыхление выщелачиваемого штабеля (отвала). Известно несколько методов проведения данной операции: поверхностное воздействие рыхлителем или бульдозером, взрывание размещенных в рудной массе зарядов ВВ, частичное обрушение или выпуск рудной массы из нижних слоев штабеля (при использовании специально подготовленного основания), шевеление штабеля с помощью специальных пневматических устройств [33-40].
Данные операции довольно трудоемки и требуют больших капитальных затрат на строительство специфических оснований, использование специального оборудования. При рыхлении рудной массы взрывом существует также вероятность нарушения гидронепроницаемого основания штабеля и образования переуплотненных зон внутри кучи.
Без дополнительного рыхления и перемешивания перерабатываемой методом KB рудной массы процесс извлечения металла проходит неравномерно. Причем, верхние слои штабеля выщелачиваются значительно интенсивнее и более полно, чем нижние. Данный факт объясняется их постоянным контактом со свежими растворами орошения, имеющими относительно высокие концентрации реагента, которые снижаются по мере прохождения растворов через слои штабеля. В практике эксплуатации KB производились попытки интенсификации процесса путем сталкивания верхних слоев отработанной рудной массы со штабеля бульдозером с последующим рыхлением обнажаемой поверхности. Однако этот метод малоэффективен, поскольку без рыхления всего объема штабеля в нем образуются локальные слабопроницаемые участки (зоны) в основном за счет вымывания из верхних слоев шламовых и глинистых частиц, локализующихся в нижних слоях кучи, увеличивая вероятность кольматацион-ных явлений и снижение фильтрации.
Проблему равномерной фильтрации растворов на ряде предприятий пытались решить методом послойного формирования штабеля, при котором рудный материал укладывался в штабель несколькими слоями поочередно сначала крупный, затем мелкий. В штабеле могут быть сформированы как горизонтальные, так и наклонные слои, образующиеся при наталкивании укладываемых руд бульдозером. При некотором улучшении фильтрационных свойств данный метод не обеспечил достаточную полноту выщелачивания металла из крупных фракций по причине относительно малого времени контакта растворов из-за высокой скорости их фильтрации в этих слоях. К тому же вероятность образования канальной фильтрации при этом способе достаточно велика.
Обеспечить равномерность фильтрационного потока растворов внутри массива штабеля возможно при решении задачи по определению рационального гранулометрического состава руды и размещению ее по всему объему штабеля с равновеликой плотностью, т.е. без уплотнений в одних зонах и разрыхлений - в других. Наиболее эффективным методом может быть уменьшение крупности перерабатываемого сырья путем его предварительного додраблива-ния, позволяющего усреднить как размер кусков в рудном материале, так и содержание металла. Обычно, чем меньше размер куска, т.е. чем больше его эф фективная пористость, тем лучше технологические показатели процесса выщелачивания. Однако в этом случае уменьшение средневзвешенного диаметра кусков горной массы влечет за собой увеличение в процентном отношении выхода мелких (пылевидных) фракций, которые в свою очередь в высокой степени влияют на снижение фильтрационных характеристик отрабатываемого материала. В связи с чем выбор оптимальной степени додрабливания напрямую зависит от типа рудовмещающих пород конкретного месторождения. Считается, что наибольшая эффективность интенсификации процесса KB достигается, если разделение крупных кусков рудного материала на несколько мелких по скрытым трещинам, имеющим на своих стенках урановые минералы [5].
Немаловажную роль в процессе эффективной переработки уранового сырья методом KB играет обустройство системы орошения и режимы ее работы, совершенствование которой так же можно отнести к способам механической интенсификации. Существует два вида орошения - открытое, когда жидкость поступает на поверхность кучи и закрытое, когда система орошения находится под слоем горной массы. При открытой системе орошения различают струйное, точечное и прудковое орошение. При струйном орошении, используемом в большинстве случаев KB скальных руд, растворы подают по перфорированным трубам под давлением. Образующиеся струи жидкости орошают штабель с поверхности и по его откосам. При точечном орошении рабочие растворы подают в отдельные точки по многочисленным трубкам малого диаметра с одним или несколькими отверстиями, через которые под небольшим давлением растекается рабочий раствор. Прудковое орошение осуществляется вследствие истечения жидкости под прудки, создаваемые на поверхности штабеля [41].
Предварительная оценка геотехнологических условий извлечения урана из бедного сырья .
В перспективе развития ОАО «ППГХО», в связи с увеличением объема добычи бедных руд до 50-70 %, предполагается разделение сырья на два сорта с переработкой богатого гидрометаллургическим методом, а бедного - методами KB и ПВ [98]. Для чего ведется активное строительство рудообогатительной фабрики (РОФ) на базе гидрометаллургического завода (ГМЗ). При этом планируется вовлечение в отработку запасов как алюмосиликатных обедненных по урану руд, так и карбонатных. Существующая динамика изменения состава вмещающих пород (табл. 2.3.1) рудного алюмосиликатного сырья, ведет к увеличению доли «упорных» руд, направляемых на KB ГМЗ. Оценка геотехнологических условий извлечения урана из карбонатного сырья Аргунского месторождения была проведена в период предварительной разведки месторождения (в 1979-1981 годах) в ЦНИЛ Приаргунского ГХК [99-102]. Исследованиями была доказана неприемлемость существующей на ГМЗ предприятия технологии из-за высокого расхода кислоты - от 319 до 1032 кг/т руды. Значительные вариации показателей выщелачивания в проектном режиме I очереди ГМЗ по расходу кислоты, содержанию урана в кеках (от 0,002 до 0,082 %) и его извлечению (от 82 до 96,5 %) указывали на неоднородность руд по вещественному составу. Опыты по карбонатному агитационному выщелачиванию также показали, что руды месторождения являются трудно вскрываемыми вследствие мелкого размера рудных вкрапленников. Извлечение урана в раствор при температуре С варьировало от 72,5 % до 94 % при длительности агитации более 36 часов и расходе соды свыше 65 кг/т руды. В опытах по карбонатному выщелачиванию урана и молибдена в автоклаве были достигнуты более приемлемые результаты - извлечение урана в пределах от 90 до 99 %, содержание в кеке от 0,004 до 0,011 %. В период детальной разведки месторождения (1983 - 1990 г.г.) технология содовой автоклавной переработки данных руд была изучена более подробно [103,104].
Однако исследования, выполненные на большом количестве представительных проб несколькими организациями, имели целью, в основном, разработку технологии переработки карбонатных руд в заводских условиях в автоклавном варианте. Исследования же по выщелачиванию урана в нормальных условиях, приближенных к условиям кучного выщелачивания, проведены в незначительном объеме (одиночные опыты) и в узком диапазоне параметров [105]. Не изучалось влияние на полноту извлечения концентраций и расходов реагентов, продолжительности выщелачивания и др. Таким образом, учитывая вышеуказанные предпосылки, на объединении существует острая необходимость оперативной оценки технологических условий извлечения урана из поставляемого на KB сырья. Эта задача решается проведением исследований по предварительному изучению геотехнологических свойств рудного материала, выдаваемого на поверхность для переработки методами ПВ и КВ. В данной работе представлены результаты исследований, проведенных на двух типах бедного уранового сырья
Стрельцовского рудного поля, планируемого к переработке методом KB: алюмосиликатного (текущая добыча) и карбонатного (месторождение «Аргунское»). Для проведения лабораторных исследований с центрального рудного двора ГМЗ были отобраны валовые пробы алюмосиликатного и карбонатного рудного материала, предполагаемого к отработке методом КВ. Исследуемая проба алюмосиликатного сырья содержала следующие вмещающие породы: трахидациты - 55 %; андезито-базальты - 30 %; граниты - 8 %; фельзиты - 5 %; конгломераты - 2 %. Урановая минерализация была представлена средне- и мелковкрапленными включениями настурана, гидронастурана и коффинита. Вкрапленники урановых минералов имели сферолитовое строение, реже - прожилковое небольшого размера. Данные анализа на глинистость показали, что содержание глинистых соединений находилось на уровне 1,2 %. Проба существенно гравийная с примесью песка и алеврита. По минералогическому составу ее можно отнести к «упорным» для кучного выщелачивания рудам, Полное минералогическое описание изложено в Приложении 1. Результаты химического (силикатного), гранулометрического анализов (табл. 2.3.2) и минералогических исследований валовой пробы показали, что изучаемый рудный материал относится к алюмосиликатному типу уранового сырья и соответствует рудам, перерабатываемым на ГМЗ методом КВ. Отмечено повышенное содержание карбонатных соединений (СаСОз -7,4 %), отрицательно влияющих на процесс выщелачивания и предопределяющих для данного материала повышенный расход серной кислоты. Среднее содержание урана в пробе составило 0,085 %. При этом распределение урана по классам крупности в бедных алюмосиликатных рудах текущей добычи варьирует от закономерного до равномерного не зависимо от фракций.
Исследование влияния крупности алюмосиликатных и карбонатных руд на извлечение металла
Помимо равномерного подвода рабочих растворов к выщелачиваемой рудной массе и оптимального их расхода, полнота извлечения полезного компонента в значительной степени зависит и от крупности орошаемого рудного материала. Рассматривая руды с легко вскрываемой минерализацией (трещинной и прожил-ковой) влияние размера куска на извлечение полезного компонента не столь значительно, так как для растворителя имеется более свободный доступ к данным участкам. В этом случае характерно протекание процесса в кинетической области с высокой скоростью проникновения реагентов вглубь куска, которая в свою очередь определяет эффективность массопередачи растворенного металла из пор и капилляров в общий объем растворителя. При вкрапленном же распределении металла в куске процесс протекает в области молекулярной диффузии, имеющей скорость на несколько порядков ниже. Следовательно, учитывая довольно высокие скорости движения растворов внутри штабеля кучного выщелачивания, при вкрапленной минерализации с увеличением крупности рудного куска снижается эффективность массопередачи, а период выщелачивания увеличивается [36,123].
Практика развития технологии KB алюмосиликатных руд с учетом динамики изменения их литологического состава показала четкую зависимость времени ведения процесса от изменения текстуры руд. Так, период переработки методом KB рудного сырья с прожилковой, трещиноватой минерализацией достигал 1,2-1,5 лет, при степени извлечения 70-75 %, а с мелковкрапленной - до 2,0-2,5 лет, с извлечением урана на уровне 60-65 %. При этом скорость проникновения растворителя внутрь куска снижалась с 10-15 до 5-6 мм/год [124].
Кроме того, невысокие показатели извлечения обусловлены активным образованием водоупорных зон за счет вымывания, переотложения и уплотнения в штабеле иловых и глинистых фракций материала, как исходного сырья, так и полученных под действием химических процессов при поверхностном разрушении рудных кусков [118].
Поисковыми исследованиями доказана принципиальная возможность интенсификации процесса KB бедных алюмосиликатных руд текущей добычи путем предварительного вывода мелких фракций исследуемого материала (-10, -5 мм) и додрабливании до крупности -50, -25 мм [125]. В результате установлено, что снижение крупности перерабатываемого рудного материала позволяет достигать извлечения урана в раствор на уровне 85 % (80-87 %) за 180 суток работы. Однако необходимо отметить, что данные работы были проведены на менее упорных рудах, включающих в себя до 40 % песчаников и фельзитов (минералогическое описание исследуемых рудных проб и основные технологические показатели выщелачивания урана в перколяторах, полученные в ходе поисковых исследований приведены в Приложении 3). Таким образом, последующие исследования проводили на рудном материале, представленном в основной своей массе трахидацита-ми (55 %) и андезито-базальтами (30 %) с преимущественно мелковкрапленной минерализацией урана. Исследуемое рудное сырье соответствовало бедным рудам, направляемым на кучное выщелачивание ГМЗ.
В результате исследований получены зависимости извлечения урана из бедных «упорных» алюмосиликатных руд от продолжительности выщелачивания при различной крупности рудного материала, представленные в табл. 3.2.1 и графически - на рис. 3.8-3.10, Из анализа кинетических кривых выщелачивания следует, что процесс перехода урана в раствор протекает наиболее интенсивно в первые 100 суток. В дальнейшем он замедляется.
Из графиков видно, что извлечение урана из додробленного рудного сырья с предварительным удалением мелких фракций (-10 мм) в 1,6-1,9 раза выше, чем из исходного (-100 +0 мм), при этом оно закономерно увеличивается с уменьшением крупности, а сроки переработки соответственно сокращаются.
Причем даже при увеличении крупности выводимого из процесса сырья (-25 +0 мм) эффективность выщелачивания дробленого материала выше исходного в 1,4 раза. Максимальное извлечение металла и сокращение времени переработки достигается при выщелачивании руды класса -10 мм и удалении класса -0,4 мм грохочением (отмывкой). Учитывая проблематичность выделения из исходного материала фракции -0,4 мм, на практике целесообразно производить грохочение по классу -5 мм.
Кучное выщелачивание бедных "упорных" алюмосиликатных урановых руде их предварительным дроблением и классификацией
Для ОПИ по интенсификации процесса переработки бедного уранового алюмосиликатного сырья была разработана технологическая схема [128, 129], включающая: дробление исходной рудной массы до -200 мм; её грохочение -промывку по классу -5 мм, с удалением его из процесса KB; дробление фракции (- 200 + 50) мм до крупности - 50 мм и формирование из данного материала штабеля КВ. Это позволило получить в отличие от базовой технологии (рис. 4.5) более равномерную кусковатость рудной массы с повышенными фильтрационными характеристиками и увеличенной общей площадью обнажения урановой минерализации (рис.4.6).
Опытно-промышленные испытания по KB отмытых дробленных руд проводились на штабеле № 5 участка KB ГМЗ. Штабель был сформирован в 2004 году из рудного материала крупностью -70 +5 мм и введен в эксплуатацию в августе 2004 года (Приложение 4). Поверхность штабеля была разбита на отдельные секции с индивидуальной системой орошения. Площадь каждой секции - 2200-3000 м . Плотность орошения варьировала от 3 до 4 л/(час-т). При этом орошение 1 и 2 секции осуществлялось традиционным способом - путем подачи растворов через перфорированные трубки, находящихся на расстоянии 0,8 - 1,2 м друг от друга. На 3 и частично 4 секциях были установлены оросители форсуночного типа - «воблеры».
В дальнейшем, как показали результаты ОПИ, использование форсуночной системы обеспечило более равномерное, по сравнению с перфорированными трубками, орошение поверхности штабеля и позволило значительно уве-личить площадь диспергации растворов (с 3-7 м при струйном орошении до 150-200 м - при форсуночном). В табл. 4.1.2 представлены полученные в ходе ведения работ показатели эксплуатации 1-4 секции штабеля № 5.
Результаты проведенных работ показывают, что в сравнении с ранее действующей технологией рудоподготовки и переработки, снижение крупности выщелачиваемого материала до -70 мм с предварительным удалением мелкого класса (-5 мм) позволяет в 2,5-3,3 раза сократить продолжительность выщелачивания. При этом приемлемое извлечение металла из руд (70-75 %) достигается за 7-9 месяцев в отличие от 2-2,5 лет отработки неклассифицированного сырья.
Кроме того, установлено, что наиболее высокие показатели извлечения (78 % за 216 суток) получены на 3 секции штабеля где подача растворов на поверхность рудной массы осуществлялась через оросители форсуночного типа. Показатели 4 секции несколько ниже из-за недостаточного подвода к ней необходимого объема растворов в виду их нехватки (параллельно дорабатывался 4 штабель). Орошение 1 и 2 секций осуществляется путем подачи растворов через перфорированные трубки. При этом взаимное перекрытие зон орошаемых каждой струйкой не происходит, остаются значительные участки между ними, в связи с чем истинная площадь орошения составляет лишь 60-65 % от всей площади секции. Уплотнение системы путем сближения магистральных трубопроводов приводит к значительному увеличению потока растворов через рудную массу на уменьшенной площади и к сокращению времени контакта реагента с рудным материалом. В результате происходит «проскок» растворов с повышенной остаточной кислотностью. Исходя из этого следует - система орошения через перфорацию малоэффективна при отработке дробленого классифицированного рудного сырья. В данных условиях рационально использование оросительных систем с насадками форсуночного типа.
