Основы процесса выщелачивания

 

В современной промышленности в силу отсутствия богатых урановыхруд (исключения составляют канадские месторождения несогласия, где концентрация урана доходит до 30% и австралийских с содержанием урана до 3%) используется способ подземного выщелачивания руд. Это один из самых рентабельных и экологически чистых способов добычи не требует ни карьеров, ни шахт.

Предварительная подготовка идёт непосредственно под землёй. Способ применим в тяжелых климатических условиях и вечной мерзлоты. Технология абсолютно закрытая, герметичная. Недра практически не разрушаются и даже полностью восстанавливаются в течение нескольких лет.

Подземное скважинное выщелачивание – способ разработки рудных месторождений без поднятия руды на поверхность путем избирательного перевода ионов природного урана в продуктивный раствор непосредственно в недрах. Данный метод осуществляется бурением скважин через урановорудные тела, подачей раствора в урановорудные тела, подъемом урансодержащих растворов на поверхность и извлечением из них урана на сорбционных ионообменных установках, добавлением кислоты в маточные растворы и закачкой их снова в недра.

Вся площадь месторождения «прокалывается» скважинами (колоннами). В одну скважину закачивается серная кислота (1-2% раствор), иногда с добавлением солей трёхвалентного железа (для окисления урана U(IV) до U(VI)), хотя руды часто содержат железо и пиролюзит, которые облегчают окисление). Идёт процесс выщелачивания урана. Через другую скважину продуктивный раствор с помощью насоса извлекается наверх. Далее он непосредственно поступает на сорбционное, гидрометаллургическое извлечение и одновременное концентрирование урана.

Метод подземного скважинного выщелачивания является наиболее привлекательным способом добычи урана с точки зрения упрощенности технологических операций. При данном методе не происходит изменения геологического состояния недр, так как не производится выемка горнорудной массы.

Общая поверхность земли, занимаемая полигоном подземного выщелачивания и перерабатывающим цехом для получения 500 метрических тонн U/год U₃O₈, в 3-4 раза меньше площади, занимаемой типичным гидрометаллургическим заводом на эту же производительность. В процессе скважинного выщелачивания в подвижное состояние в недрах переходит и выводится на поверхность менее 5% радиоактивных элементов по сравнению со 100% при традиционных способах добычи урана. Серная кислота при контакте с породой превращается в гипс, поэтому при данной технологии не остаётся в земле элементов, которых там нет. И если и бывают какие-то размывы, то они быстро устраняются, т.к. при утечках технология не работает. Здесь отпадает необходимость строительства хвостохранилищ для хранения отходов с высоким уровнем радиации.

Есть маленькие пескоотстойники, которые после завершения добычи легко рекультивировать.

Отметим, что часто природная гидрогеохимическая среда на урановых месторождениях обладает способностью к самовосстановлению от техногенного воздействия. За счет постепенного восстановления естественных окислительно-восстановительных условий происходит хоть и медленный, но необратимый процесс рекультивации подземных вод рудовмещающих водоносных горизонтов. Возможна интенсификация этого процесса, ускоряющий рекультивацию в десятки раз.

В производстве урана более широкое применение имеет кислотное выщелачивание как более экономичное. Около 90% всех урановых руд перерабатывается выщелачиванием разбавленными растворами серной кислоты с добавкой или без добавки окислителей. Серная кислота, как самый дешевый реагент, выгодна при переработке бедных урановых руд, когда стоимость готового продукта в существенной степени зависит от расхода реагентов на выщелачивание. Целесообразно её применение и для руд, содержащих много окисляющихся компонентов (органика, сульфиды, оксид двухвалентного железа), и, наконец, в тех случаях, когда последующим переделом осветленных растворов или пульп является ионообменная сорбция. Извлечение урана анионообменными смолами в виде дисульфатных и трисульфатных комплексных соединений [UO₂(SO₄)₂]^2- и [UO₂(SO₄)₃]^4- всегда более селективно, чем катионообменное извлечение нитрата уранила.

Минералы, в которых уран находится в шестивалентном состоянии, хорошо растворяются в разбавленных растворах серной кислоты, а минералы четырехвалентного урана нерастворимы в них. Для растворения минералов четырехвалентного урана (уранинит, настуран и другие) в разбавленных растворах серной кислоты выщелачивание ведут с добавкой окислителей [7].

Термодинамическое равновесие при выщелачивании наступает тогда, когда химический потенциал урана в растворе становится равным химическому потенциалу его в твердой фазе. Достигаемая при этом предельная величина является растворимостью урана при данной температуре. Вероятность реакции растворения минералов урана в серной кислоте определяется изменением энергии Гиббса. При расчетах термодинамических функций учитываются изменения этих функций при растворении, гидратации и образовании кристаллической решетки. Расчет ∆G для реакции растворения шестивалентного урана

 

UO_{3 тв} + 2Н⁺_водн → UO₂²⁺_водн + Н₂О_водн,                  (3.1)

 

в соответствии с термодинамическими данными показал значение ∆G₂₉₈ = - 83,74 КДж/Моль.

При концентрациях реагентов, используемых на практике

 

[UO₂²⁺] = 0,01 М и [H⁺] = 0,01 М при рН=2,

 

∆G = ∆G^о + RTln = - 72,435 КДж/моль.

 

Это говорит о благоприятном протекании реакции растворения минералов шестивалентного урана в серной кислоте.

Расчет ∆G реакции растворения минералов четырехвалентного урана в серной кислоте показал значение

 

UO₂ + 4H⁺ → [U⁴⁺] + 2H₂O,                                   (3.2)

при [U⁴⁺] = 0,01 M; [H⁺] = 0,01 M,

 

∆G = ∆G^о + RTln  = + 12, 56 КДж/моль,
что говорит о невозможности протекания этой реакции при заданных условиях.

При участии недиссоциированных молекул серной кислоты∆G = -64,9 КДж/моль. Это возможно только в концентрированных растворах серной кислоты, а в разбавленных растворах недиссоциированных молекул нет [1].

Таким образом, если исходная руда содержит преимущественно четырехвалентный уран (уранинит, настуран и другие урановые минералы), то ждать хорошего извлечения урана в раствор не следует. Как правило, в этом случае приходится использовать окислитель (пиролюзит) для перевода четырехвалентного урана в хорошо растворимый шестивалентный уран.

При кислотном выщелачивании окисленных минералов уран переходит в раствор в виде уранил– иона [7]:

 

UO₃ + H₂SO₄ = UO₂SO₄ + Н₂О.                              (3.3)

 

Наряду с сульфатом уранила в жидкой фазе содержатся комплексные сульфаты уранила:

 

UO₂SO₄ = [UO₂(SO₄)₂]^2- = [UO₂(SO₄)₃]^4-.

Содержание отдельных сульфатных комплексов в растворе зависит от сложного равновесия системы. Оптимальной кислотностью для выщелачивания настурана в окисленных урановых минералах является рН=1,5-2,0.

Добавка окислителя при кислотном выщелачивании регулируется на основании анализа раствора на содержание ионов Fe³⁺ и Fe²⁺ или, что удобнее, путем замера окислительно-восстановительного потенциала, который определяется электродвижущей силой двух электродов – каломельного и платинового в милливольтах. В качестве окислителя при сернокислотном выщелачивании используют HNO₃, NaNO₃, пиролюзит (MnO₂), хлорат натрия (NaClO₃), пероксид водорода (Н₂О₂). При ПСВ наиболее выгодно в качестве окислителя добавлять пероксид водорода. При внедрении пероксида водорода в качестве окислителя при ПСВ проходят следующие реакции:

 

2Fe²⁺ + 2H⁺ + Н₂O₂ = 2Fe³⁺ + 2H₂O,                               (3.4)

 

UO_2тв+2Fe³⁺_водн → UO₂²⁺_водн +2Fe²⁺_водн.                  (3.5)

 

Ион железа в растворе служит передатчиком электронов от урана к окислителю.

Установлено, что полное окисление U(IV) до U(VI) достигается при соотношении в растворе Fe³⁺: Fe²⁺ ≥1, которое определяет окислительно-восстановительный потенциал раствора в соответствии с уравнением Нернста [2]:

φ = φ^o+ ,                                  (3.6)

 

где φ^o – стандартный редокс – потенциал системы;

n – число переданных электронов в реакции;

φ – редокс-потенциал раствора с концентрацией (активностью)[OX], [Red].

Экспериментально установлено, что в присутствии ионов железа для сравнительно высокого извлечения урана в раствор необходимо держать окислительно-восстановительный потенциал раствора 550мв.

Главными условиями успешного применения способа скважинного подземного выщелачивания металлов из руд являются:

а) присутствие полезного компонента в руде в минералах растворимых растворами минеральных или органических кислот, щелочей или солей;

б) наличие достаточной естественной пористости и проницаемости рудили возможности практически целесообразными способами осуществить извлечение металлсодержащих растворов из руды.

Под термином «подземное выщелачивание» (ПВ) в отличие от термина «подземное растворение» понимают разработку рудных месторождений избирательными переводом полезного компонента в жидкую фазу путем управляемого движения раствора реагента по руде естественного залегания, предварительно разрушенной или замагазинированной в недрах, т.е. без образования значительных пустот.

Физико-химические основы и механизм процесса подземного выщелачивания металлов в принципе аналогичен перколяционному процессу, сущность которого заключается в выщелачивании металлов путем просачивания растворителя сплошным потоком через слои предварительно измельченных руд [10].

Указанная последовательность стадий определяет в основном механизм процесса подземного выщелачивания. Для гетерогенных реакций в растворах поток вещества выражается общей формулой Нернста [11]:

 

Q = D×(C_нас – C₀)×S/ s                                        (3.7)

 

где D – коэффициент диффузии;

S – поверхность контакта;

s– толщина диффузионного слоя.

Поскольку в уравнении не вычисляется значение толщины диффузионного слоя sи его зависимость от скорости движения жидкости, то эта формула не позволяет оценить количественное значение потока Q. В связи с этим для оптимизации процесса подземного выщелачивания требуется получение некоторых экспериментальных значений, в первую очередь значение коэффициента растворения К = D/s [10].

В процессе выщелачивания, когда твердое тело (руда, минерал) неоднородно и состоит из растворимого вещества, растворение химическим реагентом происходит следующим образом. Вблизи внешней границы твердого тела возникает пористая зона частичного растворения. Толщина слоя частичного растворения увеличивается с течением времени, так как внутренняя граница зоны перемещается вглубь твердого тела. При этом диффузия тормозится вследствие сопротивления диффузионному потоку, оказываемому нерастворимой частью тела. Поэтому коэффициент диффузии растворимого вещества уменьшается от Д до hД, где h - коэффициент, зависящий от пористости этой зоны (hвсегда меньше единицы).

Глубина зоны частичного растворения определяется по формуле:

l = 2 DK t(3.8)

 

где К– параметр растворения, определяемый опытным путем;

D –коэффициент диффузии;

t– время.

Таким образом, процесс подземного выщелачивания контролируется диффузионной массопередачей веществ независимо от того, осуществляется ли он в пластовых условиях или в подземных блоках, разница заключается лишь в кинетике процесса.

Отработка месторождений производится по блокам. Существует несколько схем расположения закачных и откачных скважин. Наибольшее распространение у нас и за рубежом получили системы ПСВ через скважины с поверхности направленным фильтрационным потоком растворов реагента. При этом в зависимости от геологических условий и фильтрационных свойств рудного массива возможны системы ПСВ с ячеистым и линейным расположением скважин. Гексагональные сетки представлены на рисунке 3.1, когда откачная скважина располагается в центре, а закачные – в вершинах правильного шестиугольника. Используется также прямоугольная сетка скважин, когда чередуются ряды откачных и закачных скважин, проходящих параллельно оси ролла. Расстояние между рядами нагнетательных и продукционных скважин составляет 50–100м, а между скважинами в ряду – 15–25м [7].

 

 

Рисунок 3.1- Гексагональная схема расположения скважин

 

Расположение скважин на руднике «Буденовсое-2» гексагональное. При гексагональной схеме отношение Ж:Т меньше, блоки отрабатываются быстрее и эффективнее, средние и максимальные содержания урана в продуктивных растворах значительно выше, удельные расходы серной кислоты на выщелачивание ниже. Она позволяет эффективно управлять процессом ПСВ, легко расширяется в любую сторону, отличается равномерностью отработки рудного горизонта, наиболее напряжённым гидродинамическим режимом [4].Ячеистые системы состоят из равномерно чередующихся на рудной залежи закачных и откачных скважин, образующих треугольные, четырехугольные гексагональные и другие ячейки. Расстояние между откачной и закачнойскважинами в этих системах обычно достигает 80 м.

При выборе расстояний между скважинами и рядами необходимо учитывать не только геологические и гидрогеологические особенности залежи, но и экономические показатели. При сгущении сети, сокращается время отработки залежи, но увеличиваются затраты на бурение. Параметры сети вскрытия должны давать максимальную рентабельность отработки.

 

 

Сорбция урана на ионитах

 

Сорбционные методы извлечения урана и попутных компонентов основаны на использовании процесса ионного обмена на ионообменных смолах. Иониты - это твёрдые, практически нерастворимые в водных растворах кислот, щелочей, органических средах искусственные (или природные) материалы, обеспечивающие извлечение из растворов металлов в катионной или анионной формах [12].

Процесс сорбционного извлечения и концентрирования полезных компонентов состоит из двух стадий: насыщения сорбента и десорбции из него полезных компонентов. На первой стадии продуктивный раствор контактирует с сорбентом и полезные компоненты достаточно селективно поглощаются ионитом. По достижении равновесной по одному или нескольким металлам ёмкости сорбент переводится на стадию десорбции, в ходе которой он контактирует с раствором, ионы которого замещают ионы металла с ионита, после чего он вновь возвращается на стадию сорбции [1].

Концентрированный раствор в виде товарного десорбата направляется на дальнейшую переработку. Объем растворов полезных компонентов после десорбции значительно меньше объёма исходных, поступивших на сорбцию, что, в свою очередь, позволяет эффективно осуществлять их дальнейшее концентрирование.

Процесс сорбционного обмена подчиняется закону действующих масс. Одними из главных требований при этом являются селективность по извлекаемым металлам и максимальная емкость смолы при достаточно хороших кинетических показателях сорбции и регенерации. Эффективность сорбционного передела оценивается по сорбционной емкости смолы, степени извлечения металла из растворов ПВ, числу ступеней сорбции, единовременной загрузке ионита, продолжительности контакта раствора с ионитом и условиями десорбции. Все эти параметры обычно связаны между собой и отражают основные физико-химические закономерности сорбции, а также зависят от аппаратурного оформления процесса [7].

Сорбция урана, находящегося в продуктивных сернокислотных растворах в шестивалентной форме, осуществляется на анионитах.

Степень извлечения урана из продуктивных растворов при сорбционном переделе зависит от их солевого состава, кислотности, содержаний урана, но в основном превышает 90%.

Процесс ионообменного извлечения урана основан на способности ионообменных смол селективно и количественно поглощать уран из растворов и пульп после выщелачивания. В сернокислых растворах шестивалентный уран может присутствовать в виде катиона уранила (UO₂²⁺) и в виде анионных сульфатных комплексов, которые находятся между собой в динамическом равновесии

 

UO₂²⁺ + n SO₄^2- UO₂(SO₄)_n^2-2n                             (3.9)

 

гдеn=1, 2 или 3.

После сернокислотного выщелачивания уран может быть извлечен из растворов и пульп с помощью катионообменных или анионообменных смол.

Ионообменное извлечение урана в общем виде определяется следующими реакциями [1]:

а) поглощение урана катионообменной смолой

 

2R^-H⁺ + UO₂²⁺ (R^-)₂UO₂²⁺ + 2H⁺;                               (3.10)

 

б) поглощение урана анионообменной смолой

 

4R⁺X^- + UO₂(SO₄)₃^4- (R⁺)₄[UO₂(SO₄)₃]^4- + 4X^-,      (3.11)

 

2R⁺X^- + UO₂(SO₄)₂^2- (R⁺)₂[UO₂(SO₄)₂]^2- + 2X^- ;     (3.12)

 

гдеR– фиксированные ионы смолы;

X–NO₃^-; Cl^-.

Ионообменная смола после поглощения урана отделяется от раствора или пульпы и регенерируется (подвергается десорбции). При регенерации происходит десорбция урана, в результате чего получают концентрированный (так как на регенерацию падают растворы примерно на порядок меньше по объему, чем исходный объем раствора на сорбцию), освобожденный от примесей раствор урана и смолу, пригодную для следующего цикла поглощения урана. Уран, как химический элемент, по своим свойствам является весьма «удобным» ценным элементом для широкого использования ионообменных процессов в технологии его извлечения, концентрирования и аффинирования, благодаря его способности образовывать в широком диапазоне кислотности и карбонатности достаточно легко диссоциирующие анионные и катионные комплексы.

Ионный обмен характеризуется отсутствием побочных продуктов, затрат дорогих реагентов и некоторыми другими специфическими достоинствами: высокой избирательностью и чистотой разделения; возможностью гибкого регулирования этой избирательности изменением рН, окислительно-восстановительных условий, комплексообразованием и т.п.; простотой и компактностью аппаратурного оформления; возможностью осуществления непрерывного процесса с широким применением автоматизации [13].

Эффективность сорбционного извлечения ценного компонента (или ценных компонентов при переработке комплексного сырья) определяется степенью его извлечения из технологических сред на ионит, степенью концентрирования и очистки от сопутствующих примесных элементов после элюирования в раствор.

Отсюда вытекает основное требование к процессу – подбор и использование ионита, имеющего максимальную емкость и селективность по извлекаемому компоненту из данных реальных технологических сред при хороших кинетических показателях сорбции и десорбции.

При разработке технологической и аппаратурной схем сорбционного извлечения конкретного ценного компонента из конкретной технологической среды необходимо проведение исследований по определению основных параметров сорбции и условий, влияющих на эффективность сорбционного процесса. А именно[1]:

Определение химического состава технологической среды, из которой должен извлекаться ценный компонент:

а) концентрации извлекаемого ценного компонента;

б) наличия и концентрации сопутствующих других ценных элементов;

в) концентрации примесей катионного и анионного характера, могущих влиять на эффективность процесса.

Физико-химические параметры технологической среды:

а) температура;

б) кислотность;

в) рН среды;

г) наличие твердой фазы.

Исходя из этого, подбор соответствующего ионита (анионит, катионит, амфолит), использование которого обеспечит наиболее эффективное извлечение ценного компонента из данной конкретной среды либо без корректировки её по величине рН, кислотности или карбонатности, либо с достаточной малой допустимой корректировкой.

Первое требование, предъявляемое к ионообменной смоле — эта полная нерастворимость в воде и водных растворах. Срок службы смолы исчисляется несколькими годами и, следовательно, потери ее при одно­кратном использовании должны быть очень малыми. Нерастворимость смолы обусловлена тем, что ее молекулярный скелет способен сшиваться в единую молекулярную сетку при полимеризации или поликонденсации. При контактировании ионита с водой молекулы воды диффундируют в ионит и вызывают его набухание и растяжение пространственной сетки смолы. Отсюда ясно, что чем больше поперечных связей, тем меньше набухаемость, растворимость, скорость ионного обмена смолы, которая, в значительной степени, является диффузионным процессом.

Второе требование к смоле — химическая устойчивость к растворам солей, кислот и щелочей при различной температуре. Полимеризация и поликонденсация сами по себе увеличивают химическую стойкость смол по сравнению с исходными мономерами. Стойкость смол повышают введением в органический скелет инертных органических радикалов.

Наиболее употребительными сорбентами в технологии урана являются сильноосновные анионообменные смолы с четвертичными аммониевыми снованиями в качестве функциональных групп. Эти смолы применяются для сорбции урана из сернокислых рудных растворов и пульп, но возможно их использование и для сорбционного передела карбонатных щелоков и пульп. Поскольку эти сорбенты извлекают уран в виде анионных комплексных соединений, то для них характерна высокая селективность, значительно менее распространены катионообменные смолы, так как они обладают худшей избирательностью[7].

При использовании сильноосновных анионитов процесс сорбции можно описать уравнением:

 

2(R₄N)₂SO₄ + [UO₂(SO₄)₃]^4- = (R₄N)₄ [UO₂(SO₄)₃] + 2SO₄^2-      (3.13)

 

Конкурирующее влияние в разной степени, в зависимости от их концентрации, оказывают анионы SO₄^2-, HSO₄^-, Fe(SO₄)₂^-, Fe(SO₄)₃^3-, Cl^-, NO₃^-, некоторые анионные формы фосфора, мышьяка, ванадия, молибдена. 

Возможно отравление и другими ядами, в зависимости от состава перерабатываемых руд.

В основе депрессирующего влияния некоторых анионов на сорбцию урана лежит ряд их сродства к анионитам [1]:

 

SO₄^2- < F^- < OH^- <Cl^- < NO₃^-< HSO₄^- < ClO₄^-< PO₄^3-.

 

В соответствии с этим коэффициенты распределения урана значительно снижаются в присутствии даже небольшого количества указанных анионов, причем отрицательное влияние проявляется резче в области малых концентраций урана [7].

Технология переработки растворов ПВ предусматривает предельное насыщение ионита на стадии сорбции, чем достигается наибольшая концентрация в регенерате на операции регенерации ионита. При этом традиционный режим работы колонны СНК включает разовую перегрузку 18-24 часового запаса ионита (не менее 8-часового) на регенерацию. Такой режим требует создания значительного защитного слоя ионита, в то время как в нижней части колонны часть ионита насыщена и не участвует в процессе извлечения урана из раствора. В результате, количество ионита, не участвующего в процессе достигает 20-25% [1].

Кроме того, низкое насыщение ионита, приходящего со стадии сорбции из продуктивного раствора (15-20% ПОЕ) приводит к высокому выходу товарного регенерата с невысокой концентрацией металла.

В то же время получение концентрированных (40-50 г/л) регенератов позволяет свести технологию переработки до двух операций – извлечение урана на анионит и регенерация ионита с донасыщением – с получением готовой продукции в виде богатых десорбатов. Для этого в области изучения и использования противоточного ионного обмена было предложено множество различных аппаратов для противоточного движения раствора и сорбентов, в которых технологические операции (полностью или частично) проводятся в одном корпусе (сорбционно-десорбционная колонна или СДК). В этих аппаратах отсутствуют устройства для отделения смолы от транспортирующих растворов, и передвижение сорбента производится одновременно через все зоны. Возможность повышения степени сорбционного концентрирования металлов до сих пор рассматривалась лишь за счет повышения емкости сорбентов путем синтезирования ионитов с лучшими сорбционными свойствами и улучшения условий сорбции в конкретных средах [16]. Десорбции же отводилась роль перевода металлов в раствор в процессе регенерации ионитов без увеличения концентрации металлов в десорбатах по отношению к объемной концентрации их в сорбенте. В существующих конструкциях аппаратов процессы десорбции осуществляются с прямым обрывом фронта, созданием большого избытка остаточной концентрации десорбирующего иона для подавления фронта вторичной сорбции.

Концентрирование в процессе сорбции-десорбции ограничено рабочей емкостью сорбентов и осуществляется лишь на первой ступени суммарного процесса ионного обмена – на сорбции, вторая же ступень – десорбция не участвует в концентрировании, что в большинстве случаев приводит к разбавлению концентраций извлекаемых металлов в элюатах по сравнению с концентрациями их в объеме насыщенного сорбента.

В связи с этим представлялось целесообразным исследовать возможность десорбционного концентрирования путем донасыщения сорбента, используя вторичный фронт сорбции, возникающий за счет убывания концентраций десорбирующего иона в процессе ионного обмена при регенерации.

При оценке возможности донасыщения следует учитывать как способ десорбции, так и условия насыщения ионита на операции сорбционного извлечения урана

Первым наиболее удачным аппаратом такого типа является контактор Хиггинса [7]. Cпособ ионообменного концентрирования металлов, включающий противоточную фильтрацию раствора через периодически перемещающийся U – образный плотный слой ионита, сорбцию, десорбцию металла и вывод десорбата в виде товарного раствора металла осуществляются в устройстве, включающем сорбер и десорбер, выполненные в виде вертикальных цилиндрических колонн, соединенных между собой в нижней части переходным элементом, патрубки ввода раствора, загрузочный бункер, размещенный над сорбером и пульскамеру. Сущность способа заключается в том, что ионит циркулирует плотным слоем по замкнутому контуру, выполненному в виде двух вертикальных ветвей, соединенных между собой в нижней и верхней частях. Противотоком к иониту движется раствор. Периодическое перемещение ионита по своему контуру одновременно производится под действием пневмоимпульса, поступающего из пульскамеры, расположенной вне контура ионита. Контур ионита разбит на ряд секций, в каждой из которых осуществляется определенная операция: сорбция, отмывка ионита, десорбция. Секции одна от другой отделены запорной арматурой – клапанами. Каждая секция снабжена патрубками ввода и вывода растворов. Патрубки расположены на вертикальных ветвях устройства. В секции десорбции движение раствора осуществляется снизу вверх, ионита – сверху вниз. В секции сорбции наоборот.

Схема работы одного из наиболее простых вариантов этого контактора представлена на рисунке3.2[14].

 

 

а – рабочий цикл (сорбция); б – перемещение ионита; в – повторение рабочего цикла. 1,2 –краны, или клапаны; 3 – поршень; 4 – ввод исходного раствора; 5 – вывод обработанного раствора; 6 – ввод регенерирующего раствора; 7 – вывод отходов

 

Рисунок 3.2 -Схема контактора Хиггинса

 

Первоначально контактор Хиггинса был разработан для урановой промышленности и разделения нуклидов и одновременно широкое распространение получил в процессах водоподготовки и водоочистки [7].

Поскольку эти аппараты предназначены для переработки малоконцентрированных растворов, то сорбционная секция имеет значительно большее сечение, чем остальные. В аппаратах для переработки концентрированных растворов все секции имеют одинаковый диаметр.

Хиггинс провел большое число работ по использованию его установок для самых различных технологических процессов, и поэтому имеются некоторые различия в устройстве отдельных установок.

После сорбции урана из продуктивных растворов на его долю приходится не более 20% от полной обменной емкости, а оставшаяся часть ионогенных групп занята преимущественно ионами SO₄^2- и НSO₄^-.

Соотношение этих форм зависит от кислотности раствора в контакте с которым находится ионит. При кислотности раствора более 15 г/л сульфат-ион в ионите практически отсутствует. Таким образом, при контактировании ионита с концентрированным раствором серной кислоты происходит частичное ее поглощение из раствора по реакции:

 

R₂⁺SO₄^2- + Н₃О^- +НSO₄^-→ 2R⁺НSO₄ + Н₂О              (3.14)

 

Таким образом, при соответствующем потоке ионит – сернокислый десорбирующий раствор можно добиться определенного снижения концентрации серной кислоты в растворе и осуществить донасыщение исходного ионита. Однако задача повышения емкости ионита по урану находится в противоречии с задачей уменьшения концентрации серной кислоты в растворе путем ионообменного поглощения её ионитом, что, учитывая высокую концентрацию серной кислоты в десорбате (150г/л), вызывает необходимость применения другого способа уменьшения концентрации кислоты. Наиболее простым и эффективным приемом является разбавление продуктивным раствором десорбата, поступающего на донасыщение, которое можно осуществить непосредственно в аппарате. Оптимальным следует считать шести-восьми кратное разбавление. Дальнейшее разбавление приводит к уменьшению емкости за счет чрезмерного снижения концентрации урана в растворе. Зона донасыщения позволяет увеличивать ёмкость смолы и повысить концентрацию урана в десорбате и соответственно уменьшить выход его товарной части [15].

Разработка и внедрение в промышленную практику различного рода аппаратов колонного типа (напорные колонны, пульсационные колонны, U-образные колонны сорбции-десорбции и др.) позволили резко поднять эффективность сорбционного извлечения урана из растворов (в особенности из продуктивных растворов от подземного выщелачивания) и десорбции за счет повышения удельной производительности оборудования, внедрения приборов контроля и управления технологическим процессом, повышения уровня автоматизации.

Таким образом, сорбционный метод извлечения урана в сочетании с зоной донасыщения, современным оборудованием позволили получить готовую продукцию с использованием относительно малого количества технологических операций.

⇐ Предыдущая12345678910Следующая ⇒

Поделиться: