СПОСОБ ГРАВИТАЦИОННОГО ОБОГАЩЕНИЯ УРАНОСОДЕРЖАЩИХ РУД Российский патент 2024 года по МПК C01G43/01 C22B60/02 B03B7/00 

Предлагаемое изобретение относится к горноперерабатывающей промышленности и может быть использовано для извлечения оксидов урана из урансодержащих руд.

Известен способ гравитационного обогащения урановой руды, включающий подачу руды на грохочение с последующим измельчением, гидравлической классификацией, обогащением на столах и отстаиванием, в результате которого получают гравитационный концентрат, пески и шламы [Технология урана : [учебное пособие для химико-технологических вузов и факультетов] / Н. П. Галкин, Б. Н. Судариков, У. Д. Верятин и др. ; под общей редакцией доктора технических наук Н. П. Галкина, кандидата химических наук Б. Н. Сударикова. - Москва : Атомиздат, 1964. – с. 90-92.]

Недостатком данного способа является невозможность извлечения частиц малого диаметра из исходной руды, в виду уноса их из общего объема вместе с шламом и песками, что приводит к снижению содержания ураносодержащих пород в концентрате, а, следовательно, снижению содержания урана, что в совокупности приводит к снижению эффективности процесса обогащения в целом.

Наиболее близким к заявляемому способу является способ гравитационного обогащения ураносодержащих руд в тяжелых средах (минеральных суспензиях) при котором, обогащение хвостов осуществляется их отстаиванием в суспензии магнетита, всплывшие на поверхности суспензии ураносодержащие минералы и пустую породу отмывают водой от магнетита, а затем выполняют отделение ураносодержащего минерала от остаточных хвостов. [Громов Б.В. Введение в химическую технологию урана. Учебное пособие для вузов. М.: Атомиздат,1978, с. 66-68].

Недостатком данных способов является длительное время протекания процесса и невозможность улавливать частицы диаметром менее 0,2 мм в виду высокой силы сопротивления среды вызванной высокой вязкостью суспензии, что приводит к снижению содержания урана в конечном продукте обогащения. Также по окончанию процесса отстаивая необходимость отделять ураносодержащие минералы не только от минеральных суспензий, но и от частиц пустой породы, следовательно, необходимо производить дополнительные операции по их очистке, что увеличивает время процесса обогащения, приводит к потерям части ураносодержащего минерала, что в совокупности снижает эффективность процесса обогащения в целом.

Задачей является разработка простого и эффективного способа гравитационного обогащения ураносодержащих руд.

Техническим результатом предлагаемого способа является повышение эффективности процесса гравитационного обогащения ураносодержащих руд, а также упрощение способа обогащения.

Технический результат достигается в способе гравитационного обогащения ураносодержащих руд, включающего отстаивание отвального продукта, выделение частиц ураносодержащего минерала, причем отвальный продукт направляют в отстойник с расплавом сплава 18 масс.% Pb, 12 масс.% Sn, 21 масс.% In, 49 масс.% Bi и равномерно распределяют его по поверхности расплава, толщиной слоя не более размера наибольшей частицы отвального продукта, отстаивают отвальный продукт в отстойнике в течение времени осаждения частиц ураносодаржащих минералов, определяемого по формуле:

где g – ускорение свободного падения, м/с²,

ρ_у и ρ_с – плотность частиц ураносодержащего минерала и сплава 18 масс.% Pb, 12 масс.% Sn, 21 масс.% In, 49 масс.% Bi, кг/м³,

μ_с – вязкость расплава сплава 18 масс.% Pb, 12 масс.% Sn, 21 масс.% In, 49 масс.% Bi, Па·с,

d – размер наименьшей частицы ураносодержащего минерала, м,

h – высота расплава в отстойнике, м,

сдувают остаточные хвосты отвального продукта с поверхности расплава сплава 18 масс.% Pb, 12 масс.% Sn, 21 масс.% In, 49 масс.% Bi, а осадок частиц ураносодержащего минерала отделяют от расплава сплава 18 масс.% Pb, 12 масс.% Sn, 21 масс.% In, 49 масс.% Bi фильтрованием.

Использование расплава сплава 18 масс.% Pb, 12 масс.% Sn, 21 масс.% In, 49 масс.% Bi в качестве рабочей среды отстойного аппарата позволит эффективно извлекать из измельченных ураносодержащих руд ураносодержащие минералы с высокой степенью извлечения, при условии получения раздельно ураносодержащего минерала и бедных остаточных хвостов, за счет различных соотношений их плотностей с плотностью рабочей среды, в следствии чего частицы чистого ураносодержащего минерала под действием силы тяжести оседают в рабочей среде (их плотность больше чем у рабочей среды), в то время как остаточные хвосты плавают на ее поверхности (плотность рабочей среды больше чем у пустой породы), что позволит повысить эффективность процесса обогащения, за счет прямого извлечения целевого компонента (ураносодержащего минерала), при этом повышая эффективность процесса обогащения в целом.

Разделение измельченной руды в отстойных аппаратах, рабочей средой которых является расплава сплава 18 масс.% Pb, 12 масс.% Sn, 21 масс.% In, 49 масс.% Bi, позволяет создать замкнутый, циклический технологический контур, обеспечивающий высокую эффективность протекания процесса в нем, при условии минимума потерь рабочей среды, постоянства ее объема и ее циркуляции в технологическом контуре, что позволит получить чистые ураносодержащие минералы без использования вспомогательного оборудования и проведения вспомогательных операций по дальнейшему извлечению ураносодержащих минералов из руды, не усложняя технологическую линию, но обеспечив при этом почти полное извлечение ураносодержащих минералов из исходной руды за счет возможности дополнительно улавливать частицы ураносодержащих минералов размером от 0,2 мм и менее, что повышает эффективность процесса гравитационного обогащения.

Равномерное распределение отвального продукта по поверхности расплава сплава 18 масс.% Pb, 12 масс.% Sn, 21 масс.% In, 49 масс.% Bi, толщиной слоя не более размера наибольшей частицы отвального продукта, позволит улавливать максимально возможное количество частиц ураносодержащего минерала, находящихся в руде, а также беспрепятственно очищать поверхность расплава для проведения последующих циклов работы, что в совокупности позволяет разделять поступающий на обработку отвальный продукт руды на ураносодержащие минералы и остаточные хвосты. Поскольку толщина слоя отвального продукта будет оптимальной (не более размера наибольшей частицы), тогда мелкие частицы ураносодержащих минералов, под действием силы тяжести, беспрепятственно будут проваливаться к границе раздела фаз (поверхности расплава сплава 18 масс.% Pb, 12 масс.% Sn, 21 масс.% In, 49 масс.% Bi) и осаждаться в расплаве, а учитывая при расчете времени осаждения частиц ураносодержащих минералов физические параметры рабочей среды (вязкость, плотность) и расстояние, пройденное частицей ураносодержащего минерала от границы раздела фаз до дна отстойника, позволит наиболее точно определить время, необходимое для полного осаждения в отстойнике всех частиц ураносодержащих минералов даже при условии неоднородности геометрии их частиц. Диаметр наименьшей частицы известен из гистограммы распределения по фракциям, и принимается наименьшим, тогда при расчете по формуле (1) будет учитываться максимальное время осаждения частиц ураносодержащего минерала наименьшего диаметра (для частиц ураносодержащего минерала наименьшего диаметра потребуется больше времени на преодоление сил вязкостного трения расплава, в то время как более крупные частицы будут оседать быстрее), что позволит определить время осаждения, за которое наибольшее количество частиц ураносодержащего минерала осядет на дне отстойника, что позволит извлекать их максимально возможное количество из отвального продукта. Даже если размер частицы ураносодержащего минерала меньше наименьшего размера, известного из гистограммы, и после первого цикла работы она не будет уловлена, то в последующих циклах она в конечном итоге осядет на дне и будет извлечена, но уже в момент нахождения на поверхности расплава последующих загрузок отвального продукта. Следовательно, замкнутый, циклический технологический контур, позволяет предотвратить потери ураносодержащего минерала, за счет того, что частицы не извлеченные, например, при первой загрузке отвального продукта, все равно преодолев границу раздела фаз попадают в объем расплава сплава 18 масс.% Pb, 12 масс.% Sn, 21 масс.% In, 49 масс.% Bi и продолжают оседать в нем при последующих загрузках, что позволит извлечь их при последующих выгрузках осадка из отстойника.

Отделение хвостов и ураносодержащего минерала от расплава сплава 18 масс.% Pb, 12 масс.% Sn, 21 масс.% In, 49 масс.% Bi дает возможность получить готовый целевой продукт (ураносодержащий минерал), восстанавливать рабочую зону контакта отвального продукта и расплава, а также постоянно восполнять объем расплава сплава 18 масс.% Pb, 12 масс.% Sn, 21 масс.% In, 49 масс.% Bi в отстойнике (за счет замкнутого, циклического технологического контура). Это свидетельствует о том, что проведение процесса в циклическом режиме работы является оптимальным и дает возможность получать чистый целевой продукт (ураносодержащего минерала) в интенсивном режиме, что в совокупности повышает эффективность процесса обогащения. Благодаря тому, что в процессе отстаивания сразу происходит выделение чистого целевого продукта (ураносодержащего минерала) из отвального продукта, отпадает необходимость в дополнительных технологических операциях по отделению целевого продукта от хвостов. К тому же отделение целевого продукта от хвостов во время одного технологического процесса (процесса отстаивания) упрощает способ обогащения ураносодержащих руд, получая при этом чистый ураносодержащий минерал, без примесей частиц пустой породы.

60÷70°С допустимый интервал температуры расплава, обеспечивающий расплавленное состояние сплава и не допускающий его кипения, при минимально достаточных энергетических затратах, необходимых для поддержания сплава в рабочем состоянии.

На фиг.1 представлена общая схема процесса гравитационного обогащения ураносодержащих руд.

Способ гравитационного обогащения ураносодержащих руд заключается в выделение отвального продукта из кусковой руды. После грохочения и дробления отвальный продукт направляют в отстойник с расплавом сплава 18 масс.% Pb, 12 масс.% Sn, 21 масс.% In, 49 масс.% Bi и равномерно распределяют по его поверхности толщиной слоя не более размера наибольшей частицы отвального продукта. Легкоплавкий сплав 18 масс.% Pb, 12 масс.% Sn, 21 масс.% In, 49 масс.% Bi предварительно нагревают в отстойнике до температуры плавления, при постоянном поддержании температуры в интервале 60÷70 °С.

Отстаивают отвальный продукт в отстойнике в течении времени осаждения частиц ураносодержащего минерала, определяемого по формуле:

где g – ускорение свободного падения, м/с²,

ρ_у и ρ_с – плотность частиц ураносодержащего минерала и сплава 18 масс.% Pb, 12 масс.% Sn, 21 масс.% In, 49 масс.% Bi, кг/м³,

μ_с – вязкость расплава сплава 18 масс.% Pb, 12 масс.% Sn, 21 масс.% In, 49 масс.% Bi, Па·с,

d – размер наименьшей частицы ураносодержащего минерала, м,

h – высота расплава в отстойнике, м.

После полного осаждения частиц ураносодержащего минерала в расплаве сплава 18 масс.% Pb, 12 масс.% Sn, 21 масс.% In, 49 масс.% Bi остаточные хвосты на поверхности расплава удаляются, например, продуваются, тем самым освобождая поверхность сплава 18 масс.% Pb, 12 масс.% Sn, 21 масс.% In, 49 масс.% Bi для последующего цикла отстаивания.

Образовавшийся на дне отстойника осадок частиц ураносодержащего минерала отделяется от рабочего объема расплава сплава 18 масс.% Pb, 12 масс.% Sn, 21 масс.% In, 49 масс.% Bi, а затем проходит фильтрацию через сита, для извлечения данных частиц из расплава сплава 18 масс.% Pb, 12 масс.% Sn, 21 масс.% In, 49 масс.% Bi. Калибр последнего сита не превышает минимальный диаметр частиц ураносодержащего минерала в отвальном продукте.

После извлечения, прошедший через сита, расплав сплава 18 масс.% Pb, 12 масс.% Sn, 21 масс.% In, 49 масс.% Bi направляется обратно в отстойник, а частицы ураносодержащего минерала, осевшие на поверхности сит, извлекаются и направляются на дальнейшую переработку.

Способа гравитационного обогащения ураносодержащих руд осуществляется следующим образом.

Поступающая на обогатительную фабрику исходные пески с места добычи подвергаются обработке в результате которой выделяют отвальный продукт из кусковой руды. Выход отвального продукта составляет 70-80% массы сортируемого материала. Затем отвальный продукт направляют на дробление и грохочение с последующим обогащением.

Отвальный продукт подают в корпус 1 вертикального отстойного аппарата через распределители 2, которые обеспечивают равномерное распределение отвального продукта по поверхности расплава 3 сплава 18 масс.% Pb, 12 масс.% Sn, 21 масс.% In, 49 масс.% Bi. На внешней части корпуса 1 расположен нагревательный элемент 4, выполненный в виде электронагревателя или рубашки, в которую подается пар, а сам корпус 1 сделан из жаропрочной стали (например, 12МХ, 15ХМ, 12Х18Н10Т). Внутри корпуса 1 размещен (залит) расплав сплава 3 (расплав 3 является рабочей средой), при постоянной температуре 60÷70°С, поддерживаемой за счет нагревательного элемента 4.

Нижняя часть корпуса 1 отстойного аппарата представляет собой коническое днище, снабженное верхней 5 и нижней 6 шиберными задвижками. В начале работы, когда подают отвальный продукт, верхняя задвижка 5 открыта, а нижняя задвижка 6 – закрыта.

Отвальный продукт оставляют в корпусе 1 отстойного аппарата для осаждения. В процессе осаждения под воздействием сил тяжести частицы ураносодержащего минерала осаждаются в расплаве сплава 3, в виду того, что плотность данных частиц больше плотности расплава сплава 3, в то время как частицы пустой породы (апатит, вулканиты, камень, магнезит, гранит, кварц, известняк, асбест, мрамор, мел, земля, песок, каменный уголь) имеют плотность в 3÷8 раз меньше, чем у расплава сплава 3, что препятствует их оседанию, а, следовательно, заставляет находиться на его поверхности, то есть плавать.

Из гистограммы распределения размера частиц ураносодержащего минерала по фракциям, предварительно полученной из пробы кусковой руды, определяют разброс размеров частиц ураносодержащего минерала и по формуле (1) определяют время их осаждения. Учитывая полученные значения время цикла отстаивания в отстойнике принимается, как время осаждения частиц средневзвешенного размера.

По истечении времени осаждения частиц на дне отстойного аппарата, верхнюю задвижку 5 закрывают, а после нижнюю задвижку 6 открывают, осуществляя выгрузку (сброс) осадка в цилиндрическую сепарационную зону, внутри которой последовательно друг за другом размещены сита 7, калибр которых уменьшается от верхнего сита 7 к нижнему. Наименьший диаметр калибра сит 7 не превышает минимального диаметра (известен из гистограммы распределения частиц ураносодержащего минерала по фракциям в пробе после классификации кусковой руды) частиц ураносодержащего минерала в отвальном продукте, сита 7 выполнены, например, из полиамидной ткани (например, капрона) рабочая температура которых находится в пределах от -50÷175 °С. В сепарационной зоне происходит улавливание частиц ураносодержащего минерала на поверхности сит 7 (частицы остаются на поверхности сит и не проваливаются в перфорации), а расплав сплава 3 походит через них и насосом 8 подается обратно в корпус 1 отстойника.

Одновременно в процессе выгрузки осадка из корпуса 1 отстойника, осуществляют удаление остаточных хвостов, например, продувку поверхности расплава 3 компрессором (газодувкой) 9 и выводят хвосты из корпуса 1 через технологическое отверстие 10, освобождая поверхность сплава 3 для последующего цикла отстаивания.

После завершения разделения в сепарационной зоне нижнюю задвижку 6 закрывают, а верхнюю задвижку 5 открывают и начинаю новый цикл отстаивания, снова загружая в корпус 1 отвальный продукт на обогащение.

После завершения разделения в сепарационной зоне, при закрытой нижней задвижке 6, сита 7 извлекают из сепарационной зоны и очищают от частиц ураносодержащего минерала, которые направляются на дальнейшую переработку, а сами сита 7 устанавливают обратно в сепарационную зону.

Пример реализации.

Пусть минимальный диаметр частиц ураносодержащего материала (уранинит) полидисперсного состава равен d_у=50мкм, а его плотность , а состав хвостов примем кварцевым, диаметром частиц d_x=0,05мм, а его плотность . В качестве легкоплавкого сплава берется сплава 3 плотностью , динамическая вязкость которого при 65°С равна .

Тогда из условия плавания тел если , то частицы осаждаются, а в случае обратного неравенства всплывают.

Для частиц кварца:

Для частиц уранинита:

Из расчета видно, что частицы кварца будут всплывать на поверхность расплава сплава 3, а частицы уранинита осаждаться.

Определим время осаждения частиц минимального диаметра уранинита по формуле (1) при высоте расплава сплава 3 h=1м:

Из расчета видно, большая часть частиц уранинита будет уловлена в процессе обогащения отвального продукта.

Таким образом, использование способа гравитационного обогащения ураносодержащих руд, включающего отстаивание отвального продукта в отстойнике с расплавом сплава 18 масс.% Pb, 12 масс.% Sn, 21 масс.% In, 49 масс.% Bi и равномерно распределение его по поверхности расплава, толщиной слоя не более размера наибольшей частицы отвального продукта, сдувание остаточных хвостов отвального продукта с поверхности расплава сплава 18 масс.% Pb, 12 масс.% Sn, 21 масс.% In, 49 масс.% Bi и фильтрование осадка частиц ураносодержащего минерала, позволяет повысить эффективность процесса гравитационного обогащения ураносодержащих руд, а также упростить способ обогащения.

Изобретение относится к извлечению оксидов урана из урансодержащих руд. Способ включает отстаивание отвального продукта и выделение частиц ураносодержащего минерала. Отвальный продукт направляют в отстойник с расплавом сплава 18 мас.% Pb, 12 мас.% Sn, 21 мас.% In, 49 мас.% Bi и равномерно распределяют его по поверхности расплава, толщиной слоя не более размера наибольшей частицы отвального продукта. После отстаивания сдувают остаточные хвосты отвального продукта с поверхности упомянутого расплава сплава. Осадок частиц ураносодержащего минерала отделяют от упомянутого расплава сплава фильтрованием. Способ позволяет повысить эффективность процесса гравитационного обогащения. 1 ил., 1 пр.

Способ гравитационного обогащения ураносодержащих руд, включающий отстаивание отвального продукта, выделение частиц ураносодержащего минерала, отличающийся тем, что отвальный продукт направляют в отстойник с расплавом сплава, мас.%: Pb – 18, Sn – 12, In – 21, Bi – 49 и равномерно распределяют его по поверхности расплава толщиной слоя не более размера наибольшей частицы отвального продукта, отстаивают отвальный продукт в отстойнике в течение времени осаждения частиц ураносодержащих минералов, определяемого по формуле

где g – ускорение свободного падения, м/с²,

ρ_у и ρ_с – плотность частиц ураносодержащего минерала и сплава, мас.%: Pb – 18, Sn – 12, In – 21, Bi – 49, кг/м³,

μ_с – вязкость расплава сплава, мас.%: Pb – 18, Sn – 12, In – 21, Bi – 49, Па⋅с,

d – размер наименьшей частицы ураносодержащего минерала, м,

h – высота расплава в отстойнике, м,

сдувают остаточные хвосты отвального продукта с поверхности расплава сплава, мас.%: Pb – 18, Sn – 12, In – 21, Bi – 49, а осадок частиц ураносодержащего минерала отделяют от расплава сплава, мас.%: Pb – 18, Sn – 12, In – 21, Bi – 49 фильтрованием.