Технология ПВ

В практике подземного выщелачивания в зависимости от вещественного состава руд используются водные растворы минеральных кислот или солей карбонатов щелочных металлов.

В России используют растворы серной кислоты (5—50 г/л, pH = 0,8—l,2) Основной недостаток подземного выщелачивания — неэкономичность использования растворителя при повышенной (более 2—3 %) карбонатности руд и снижение проницаемости продуктивного пласта, которое может быть связано с временной кольматацией (выпадением из растворов соединений железа и алюминия). Например, при рН, равном 1,5—4,1 и 3,3—5,2 соответственно, гидрооксиды железа и алюминия выпадают в осадок. При значении рН<2 гидроокислы растворяются и проницаемость восстанавливается. Кроме того, к недостаткам способа можно отнести следующие явления кольматации: постоянную, вызванную выпадением гипса в поровом пространстве, газовую, которая идет из-за выделения углекислоты, и механическую, связанную с зашламованием призабойной зоны.

В США при ПВ урана в основном применяют карбонатное выщелачивание, когда используется карбонат и бикарбонат натрия или аммония (концентрация рабочих растворов: 0,5—10 г/л солей металлов, 0,1—0,3 перекиси водорода, 100—300 мл/л кислорода, рН 8—11 ). Преимущество этого способа — высокая селективность, меньшая зависимость от карбонатности, отсутствие переотложения урана в твердой фазе, более простая схема переработки продуктивных растворов. К недостаткам следует отнести необходимость использования окислителей (перекиси водорода с ингибиторами, кислорода воздуха в присутствии катализаторов-ионов меди). Кроме того, карбонатному выщелачиванию мешают сульфиды, и вообще процесс идет замедленно и хуже вскрывает минералы руд.

Обычно технологический процесс ПВ ведется в несколько стадий: 1 — закисление (ведется более слабыми растворами до появления промышленной концентрации металла); 2 — отработка руд рабочими растворами; 3 — вытеснение из пласта продуктивных растворов водой.

При современном развитии техники не всякое месторождение можно отрабатывать методом ПВ. Для этого оно должно удовлетворять определенным требованиям. Так, минералогический состав залежи и вмещающих пород должен обеспечивать избирательное извлечение полезного ископаемого при экономически допустимом расходе рабочих агентов.

Проницаемость залежи должна превышать проницаемость вмещающих пород. Взаимодействие рабочего раствора с породами не должно приводить к прекращению фильтрации и др.

Возможны различные технологические схемы ПВ, из которых наиболее широко применяются схемы выщелачивания из проницаемых руд в естественном залегании через скважины и с предварительным дроблением скальных руд взрывами с использованием горных выработок для подачи и отвода растворов.

По первой схеме (см. рис. 15.1) месторождение вскрывается системой скважин, располагаемых рядами, многоугольниками, кольцами. В скважины подают растворитель, который, фильтруясь по залежи, выщелачивает полезные компоненты и затем откачивается через другие скважины. Особенностью скважин является применение труб из полиэтилена.

По второй схеме (см. рис. 15.2) залежь вскрывают подземными горными выработками. Отдельные блоки разбуривают скважинами и производят взрыв. Затем с верхнего горизонта ведут орошение массива рабочим агентом, который стекает вниз под действием силы тяжести, омывает куски руды и растворяет минералы полезного ископаемого. На нижнем горизонте растворы собирают и перекачивают на поверхность для переработки. Орошение ведется периодически. При снижении концентрации продуктивного раствора орошение прекращают и дают массиву выстояться. Режим чередования этих операций определяется опытным путем. Эта схема применяется главным образом на месторождениях, отрабатываемых подземным способом.

Предприятие по СПВ состоит из двух наиболее значимых комплексов: добычного и перерабатывающего. Добычной комплекс включает в себя сети пробуренных закачных и откачных скважин, средств раствороподъема, коммуникаций для сбора продуктивных растворов, линий транспортировки откачных и закачиваемых растворов, двух карт-отстойников для продуктивных растворов и растворов после сорбционной переработки, узла доукрепления реагентом растворов, закачиваемых в пласт. Перерабатывающий комплекс содержит оборудование для процессов сорбции-десорбции урана и получения концентрата.

Процесс выщелачивания ведется в замкнутом цикле закачки-откачки с небольшим дебалансом в сторону откачки для создания общей депрессионной воронки в гидродинамической системе и предотвращения растекания технологических растворов за пределы контуров эксплуатационных блоков.

Распределяют выщелачивающие растворы по закачным скважинам дозированным свободным наливом или под давлением. Содержание серной кислоты в растворах — 5—25 г/л.

Откачка продуктивных растворов из откачных скважин осуществляется с помощью эрлифтов или погружных электронасосов.

Глубина залегания продуктивных горизонтов колеблется от 80—100 до 600 метров.

Закачные и откачные скважины обсаживаются полиэтиленовыми трубами ø110×18; ø141×18; ø160×18 и ø210×18 в зависимости от особенностей геологического разреза с установкой фильтра в интервале оруденения и цементацией затрубного пространства выше манжеты над фильтровой частью.

Откачные растворы направляют в карту-отстойник, осветленные растворы перекачиваются на перерабатывающий комплекс, после которого маточные растворы собирают в карте-отстойнике и после доукрепления реагентом вновь направляют в закачные скважины.

Концентрация урана в растворах, отправляемых на сорбционный передел, — от сотен до десятков мг/л. Остаточная кислотность в этих растворах колеблется от 1—2 до 10 г/л. Концентрация урана в маточниках сорбции находится в пределах 0,5—3,0 мг/л.

Механизм процесса извлечения урана раствором серной кислоты заключается в переводе шестивалентных форм минералов урана в растворимые комплексные формы:

UO₃+H₂SO₄→UO₂SO₄+H₂O (П6.1)

UO₂SO₄+SO₄

2− ↔ [UO₂(SO₄)₂]₂− (П6.2)

[UO₂(SO₄)₂]₂−+SO₄

2− ↔ [UO₂(SO₄)₃]₄−. (П6.3)

Соотношение их в растворах определяется значением рН среды, концентрациями серной кислоты и урана.

Перевод четырехваленого урана в растворимую форму требует присутствия в растворе окислителя, в качестве которого выступают растворимые соли окисного железа, присутствующие в выщелачивающем растворе наряду с солями закисного железа. Соотношение этих форм оказывает влияние на эффективность процесса.

По мере продвижения растворимых комплексов урана по длине пути фильтрации происходит их гидролиз, когда остаточная кислотность этих растворов оказывается ниже значения рН = 3, что связано с нейтрализацией кислоты в результате ее взаимодействия с вмещающими породами. Однако, новые порции кислоты, поступающей с раствором, вновь переводят уран в растворимую форму, и процесс многократно повторяется до тех пор, пока растворы, имеющие остаточную кислотность ниже значения рН = 3 и содержащие растворенный уран, не достигнут откачной скважины. Подобный механизм протекает по линиям тока между закачной и откачной скважинами, имеющим разную длину, и поэтому период подхода повышенных концентраций растворенного урана к откачным скважинам растянут во времени.

Таким образом, основным фактором, контролирующим процесс выщелачивания урана, является наличие остаточной кислотности в продуктивных растворах.

Технология СПВ урана для каждого месторождения носит индивидуальный характер, базируется на результатах исследований, начиная с лабораторной стадии, кончая стадией опытно-промышленных работ.

Дата добавления: 2014-01-03