ЧАСТЬ 1. ПРОИЗВОДСТВО ОКСИДНОГО ЯДЕРНОГО

Поможем в ✍️ написании учебной работы

Имя

Поможем с курсовой, контрольной, дипломной, рефератом, отчетом по практике, научно-исследовательской и любой другой работой

Нажимая кнопку "Продолжить", я принимаю политику конфиденциальности

ЧАСТЬ 1. ПРОИЗВОДСТВО ОКСИДНОГО ЯДЕРНОГО

ТОПЛИВА ИЗ ПРИРОДНОГО УРАНА

Глава 1 Гидрометаллургическая переработка урановых руд

Измельчение руды

Подготовка урановой руды к гидрометаллургической переработке начинается с ее измельчения. В зависимости от типа и минералогии руды, а также от способа ее дальнейшей переработки требуемая степень измельчения варьируется в пределах 5-0,074 мм (3-200 меш.). Так, содовое выщелачивание требует более тонкого измельчения, чем кислотное. Для измельчения руды используют технологии дробления и размалывания.

Для дробления урановых руд до конечных размеров 19-37 мм широко применяют щековые и конусные дробилки производительностью 140-500 т руды в час, причем для достижения необходимой степени дробления требуется до четырех стадий.

Размалывание на большей части заводов производится мокрым способом на стержневых и шаровых мельницах.

В последнее время на ряде заводов применяют другую схему дробления-размалывания – рудное самоизмельчение с предварительным одностадийным первичным дроблением. Иногда стадия дробления опускается совсем. В случае малого количества крупных кусков крепкой породы (размером 304-380 мм) в мельницы загружаются стальные шары.

Обогащение руды

Другая подготовительная операция – обогащение руды – не получила такого широкого распространения, как измельчение. Лишь на отдельных заводах используют радиометрическую сортировку, флотацию и сепарацию в магнитных полях высокой напряженности с использованием сверхпроводящей соленоидной системы. Гравитационное обогащение урановых руд как самостоятельный метод также широко не применяется. Например, он используется на заводе Palabora (ЮАР), перерабатывающем медную руду с содержанием урана всего лишь 0,0004%. На этом заводе мокрое гравитационное обогащение производится в капсулах Рейхерта, обеспечивающих 40-50-ти кратное обогащение фракции тяжелых минералов.

Радиометрическое обогащение может применяться как единственный метод предварительного обогащения, так и в сочетании с другими методами обогащения и технологическими процессами, например, гравитацией, флотацией, кучным выщелачиванием. Стандартной технологической схемой радиометрического обогащения является двухстадийная сортировка:

1. Вся добытая горнорудная масса направляется на радиометрическую контрольную станцию и в зависимости от содержания урана, разделяется на пустую породу, фабричную и богатую руды.

2. Последующая, более глубокая, покусковая сепарация выделенных на контрольной станции обогащенных сортов руды производится на радиометрических обогатительных фабриках, обычно расположенных непосредственно на месторождениях руд.

Во многих случаях непосредственно на гидрометаллургических заводах осуществляется дополнительная сортировка после среднего дробления.

На практике верхняя граница крупности сортируемых на радиометрических обогатительных фабриках классов составляет 300-100 мм, нижняя – 25-5 мм. Мелкая фракция, не подвергаемая радиометрической сепарации, направляется на обогащение другими методами или объединяется с соответствующими продуктами радиометрической сортировки и идет на гидрометаллургическую переработку.

Радиометрическая сортировка осуществляется на сепараторах, устройство которых в разных странах различно, но конструкция всех сепараторов имеет узлы одного и того же назначения: питатель, подающее устройство, радиометр, разделяющий механизм, сортировочная течка, вспомогательное устройство. Производительность сепараторов в зависимости от крупности сортируемого класса составляет 40-100 т/ч (класс – 200+50 мм), 15-25 т/ч (класс +7,5 мм). Из бедных руд выход отвальных хвостов составляет 40-60%.

Флотация может применяться для выделения имеющихся в руде сульфидных минералов и разделения руды на карбонатный и силикатный продукты. Так, в Канаде на заводе Beavereodge успешно применяют флотацию в содовой среде для выделения из руды пирита, с последующим сернокислым выщелачиванием флотационного пиритного концентрата. Флотация широко применяется в ЮАР для выделения пиритного концентрата из хвостов сернокислотного выщелачивания урана. На двух золото-урановых заводах построены флотационные фабрики производительностью ~ 1 млн. т хвостов в месяц.

Выщелачивание руды

Процесс выщелачивания является основной операцией гидрометаллургической переработки урановых руд, в значительной степени определяющей технологические и экономические показатели процесса гидрометаллургической переработки в целом. Стоимость процесса выщелачивания составляет 35-50% стоимости гидрометаллургической переработки, а при переработке бедных руд относительная стоимость может быть еще выше.

Наиболее распространенным методом выщелачивания урановой руды является сернокислотное выщелачивание. Щелочное (карбонатное) выщелачивание используется для обработки руд с высоким содержанием карбонатов, которые могут забирать большое количество кислоты. Как правило, карбонатное выщелачивание более экономично, чем кислотное, если содержание карбонатов в руде более 7-9%, хотя должны быть учтены и другие факторы, такие как эффективность экстракции урана, количество используемой воды, энергопотребление, требования к качеству продукта, последствия для окружающей среды.

Кислотное выщелачивание

Метод сернокислого выщелачивания (1н. H₂SO₄) является наиболее экономичным и обеспечивает высокое извлечение урана. На заводах применяют следующие способы кислотного выщелачивания:

· с перемешиванием при атмосферном давлении,

· автоклавное,

· кислотный замес,

· кучное выщелачивание.

Автоклавное выщелачивание

Кислотное выщелачивание под давлением применяется к трудноперерабатываемым сложного состава рудам, например сульфидсодержащим рудам. Если руда содержит достаточное количество сульфидных минералов, она может быть выщелочена при высокой температуре и давлении без добавления реагентов, кроме кислорода, так как при повышенном давлении кислорода сульфиды превращаются в серную кислоту и сульфат двухвалентного железа, который далее окисляется, а сульфат трехвалентного железа является идеальным окислителем при растворении четырехвалентного урана:

2FeS₂ + 7O₂ + H₂O ® 2FeSO₄ + 2H₂SO₄,

2FeSO₄ + H₂SO₄ + 0,5O₂ ® Fe₂(SO₄)₃ + H₂O.

Применение автоклавного выщелачивания ограничивается следующими причинами:

· конструкционные материалы более дорогие, чем при выщелачивании при атмосферном давлении,

· условия выщелачивания способствуют образованию элементной серы, которая покрывает поверхности труб и теплообменников и затрудняет циркуляцию материалов и теплообмен,

· кислые растворы сульфата железа обладают повышенными коррозионными свойствами.

Процесс автоклавного выщелачивания при повышенной температуре был успешно продемонстрирован в северной Африке в 1950-е годы на руде с высоким содержанием пирита. Однако из-за высоких капитальных затрат и проблем с абразивными и коррозионными свойствами пульпы он не нашел практического применения.

В последующие годы автоклавное выщелачивание было применено в Канаде на заводе в Саскатчеване (Saskatchewan). На первой стадии выщелачивания, которое осуществляется при атмосферном давлении экстракция урана идет без добавления окислителя, а на второй стадии при более высокой температуре и повышенном давлении идет экстракция остального урана, часть которого удерживалась арсенидом никеля. Первая стадия процесса идет 2 часа при 50-70 °С, а вторая – 6 часов при 70 ° и давлении 650 кПа при концентрации H₂SO₄ 60-100 г/л. Общее извлечение урана достигает 99,5%, из них на первой стадии извлекается только 50% урана.

Кислотный замес

Кислотный замес или выщелачивание концентрированной серной кислотой предназначен для переработки трудновскрываемых руд. Один из методов кислотного замеса внедрен в 1971 г. на заводе Арли (Нигер). Здесь руда перед выщелачиванием измельчается в мельнице сухого измельчения до крупности 800 мкм и после подогрева направляется во вращающийся барабан, где она орошается водой и серной кислотой. Расход 100%-ной H₂SO₄ составляет 65-75 кг/т руды. После выдержки в течение 2,5-3 часов во вращающемся барабане извлечение урана составляет 95%. При этом не требуется внешних источников тепла, так как выделяющегося в ходе реакции тепла достаточно для поддержания температуры на оптимальном уровне (60-70 °С), исключается необходимость добавки окислителей (пропитанные кислородом гранулы руды могут вступать в реакцию с кислородом воздуха). Стоимость переработки руды таким способом на 4 долл./т руды, а стоимость производства урана на 2,5 долл./т U ниже стоимости при традиционном методе выщелачивания разбавленной кислотой.

Самым большим недостатком этого метода является требование, предъявляемое к руде, направляемой на выщелачивание: она должна быть почти сухой, что достигается только сухим измельчением или высушиванием после измельчения.

Кучное выщелачивание

Кучное выщелачивание обычно служит для дополнительного получения урана из руд с содержанием урана 0,01-0,05% U₃O₈, которые нерентабельно подавать на переработку на гидрометаллургический завод. Обычно процесс осуществляется на специально подготовленных площадках, иногда в перколяторах. Извлечение урана составляет 75-80%. Кучным выщелачиванием можно извлекать уран из хвостов радиометрической сортировки и из старых хвостовых отвалов.

Площадка для кучного выщелачивания, размеры которой колеблятся в широких пределах – от 45×45 до 180×120 м, может быть покрыта полихлорвиниловыми или полиэтиленовыми листами толщиной 6-8 мм. Высота штабеля руды может быть 4,5-10 м, ширина – до 20 м, длина до 90 м. Для орошения руды над штабелем устанавливаются перфорированные трубы, по которым передается 7-10%-ный расвор H₂SO₄ (22-27 кг/т руды) или может использоваться рафинат с гидрометаллургического завода.

Иногда кучное выщелачивание осуществляется под землей, причем руда в штабелях орошается рудничной водой (Португалия). В качестве реагентов используют пирит и сульфат железа, которые смешивают с рудой в количестве 0,4 и 0,2%, соответственно. Среднее извлечение урана составляет 57-70% (до 85%) при продолжительности выщелачивания 13-20 месяцев. Метод применим к руде с содержанием урана 0,076-0,15%.

Кучное выщелачивание можно осуществлять в перколяторах. Этот метод практикуется в Индии в опытно-промышленном масштабе.

Карбонатное выщелачивание

Карбонатное выщелачивание имеет ряд фундаментальных преимуществ:

· раствор довольно селективно выщелачивает урансодержащие минералы, так что многие другие компоненты руды не растворяются,

· карбонатный раствор легко регенерируется.

Однако этот метод имеет и ряд недостатков, таких как:

· требуется тонкое измельчение руды,

· некоторые минералы руды (такие как сульфат кальция и пирит) взаимодействуют со щелочным реагентом, тем самым, увеличивая его расход,

· в щелочных условиях многие урановые минералы труднорастворимы.

Карбонатное выщелачивание проводят как при атмосферном, так и при повышенном давлении.

Выщелачивание при атмосферном давлении обычно проводят в пачуках. Выщелачивающий раствор содержит 40-50 г/л Na₂CO₃ и 10-20 г/л NaHCO₃, рН поддерживают между 9 и 10,5 при температуре 75-80 °С. Приемлемая скорость выщелачивания достигается при 70-80%-ном содержании частиц размером 75 мкм. Продолжительность выщелачивания в пачуках доходит до 96 часов. Извлечение урана 90%, что на 3-5% ниже, чем при кислотном выщелачивании.

Щелочное выщелачивание использовалось на ряде заводов, Первый из них (Beaverlodge) был построен в 1953 г. в Канаде и эксплуатировался до 1982 г. По данным 1993 г. этот способ используется на заводе бывшей ГДР.

Автоклавное карбонатное выщелачивание использовали на заводах США, Дании (пилотная установка), Германии.

Выщелачивание при повышенном давлении позволяет поднимать температуру, что значительно увеличивает скорость процесса и позволяет провести процесс за 6-8 часов.

В 1980 г. была начата эксплуатация установки на заводе Lodéve (Лодев, Франция). Здесь автоклавы с механическим перемешиванием сделаны из высококачественной стали. Местная урановая руда богата карбонатами (доломит, анкерит) с содержанием СО₂ 7%. Выщелачивание осуществляется в две стадии при давлении 600 кПа, температуре 140-145 °С и концентрации карбоната 90 г/л (I стадия) и 90 г/л (II стадия). Время выщелачивания – 3 часа на I и 6 часов на II стадии.

Подготовка растворов и пульп к последующему извлечению

Противоточная декантация

Противоточная декантация проводится в сгустителях, изготовленных из дерева, бетона или стали. Этот метод впервые был введен в эксплуатацию на американских заводах в 1950-е годы.

При нормальной работе сгустителей плотность нижнего слоя колеблется в пределах 55-60% твердого. Если предварительно удаляется более крупная фракция, плотность составляет 30-40%.

В начале 1970-х годов был сконструирован высокоскоростной сгуститель, названный сгустителем “Энвиро-Клиер”, конструкция которого изображена на рис. 1.1.1. От обычных сгустителей он отличается тем, что флокулированная пульпа подается в заранее образованный слой, а не на него, как в обычном сгустителе. Такой способ введения пульпы способствует агломерации мелких частиц, благодаря чему снижается необходимая площадь отстойника (в 5 или более раз). Однако плотность нижнего слива оказывается несколько меньшей, чем в обычном сгустителе. Многие высокоскоростные сгустители, используемые в урановой промышленности, имеют диаметр 6-12 м.

Рис. 1.1.1 Сгуститель типа “Энвиро-Клиер”

Довольно широкое распространение для разделения жидкой и твердой фаз получила система гидроциклонов и классификаторов с последующей противоточной промывкой песков в классификаторах. Иногда используется сочетание гидроциклонов и сгустителей, на пример на канадском заводе фирмы “Rio Aldom Lim.” в районе Elliot Lake [20]. На американских заводах, работающих по схеме кислотного выщелачивания с сорбцией урана из пульпы, пески и шлам разделяются в системе гидроциклонов и классификаторов.

Фильтрация

Фильтрация применяется, когда рудная пульпа обладает хорошей фильтруемостью, а сгущение затрудняется плохим оседанием твердой фазы.

Лучшие результаты достигаются при фильтрации пульпы с содержанием твердой фазы 50-60%. В этом случае толщина фильтрационного кека составляет 9,5-12,7 мм при содержании твердых веществ 75-80%. Коэффициент отмывки на фильтрах обычно равен ~ 70% на ступень при объеме промывочной воды, эквивалентной объему остаточного раствора в обезвоженном, но промытом кеке.

На урановых гидрометаллургических заводах применяют вакуумные фильтры и фильтры-прессы. Кроме того, широкое распространение получили ленточные барабанные фильтры непрерывного действия, которые обеспечивают более высокую производительность на единицу площади фильтра и более высокое извлечение растворенного урана, благодаря ликвидации закупорки фильтровальной ткани.

Довольно типичен цикл фильтрации, при котором выделение урансодержащего раствора производится в две ступени. Кек фильтра первой ступени промывается фильтратом второй ступени. Концентрация урана в фильтрате первой ступени достигает 90%. Для повышения коэффициента извлечения урана кек первой ступени фильтрации распульповывается оборотным рафинатом и подается на вторую ступень фильтрации. Такая схема фильтрации позволяет обеспечить извлечение урана в раствор до 98%.

В США разработаны пластинчатые и рамные фильтры, в которых обеспечивается механизированное перемещение рам.

Фильтрация является более гибкой системой и обеспечивает низкие потери растворенного урана. Однако противоточная декантация при использовании флокулянтов требует меньших капиталовложений и более низких эксплуатационных расходов.