¹канаев А.Т., ²Канаева З.К., ¹Мырзаханова И.А.,

¹Джамилова С.М., ¹Бектемирова Г.Н.

1.Казахский Национальный Педагогический университет имени Абая

2.Казхский Национальный Технический университет им К.Сатпаева

подбор окислителей и их концентрации для извлечение урана

Всего на территории Казахстана разведано 129 месторождений и рудопроявлений урана. Месторождения урана объединены в шесть урановых провинций (Прибалхашская, Прикаспийская, Илийская, Северо-Казахстанская, Сырдарьинская, Чу - Сарысуйская). Запасы и ресурсы шести провинций составляют 1,69 млн. т урана. Из них около 1,2 млн. т пригодны для добычи способом подземного выщелачивания.

Как известно, в процессе выщелачивания в раствор переходит не только металл, но и многие другие компоненты, поэтому развитию микроорганизмов могут препятствовать как высокая концентрация ионов определенных элементов, так и компонентный состав растворенных солей.

Выносливость диких штаммов Acid.ferrooxidans может быть существенно повышена при культивировании их в лабораторных условиях с постепенно возрастающими концентрациями ионов. В целях применения Acid.ferrooxidans в гидрометаллургических процессах необходимо, чтобы они обладали повышенной устойчивостью к содержанию различных компонентов в выщелачивающих растворах. [1]

В этом подразделе исследований попытались выяснить роли окислителей на интенсификации процессов извлечение урана и молибдена из руд в условиях сернокислотного выщелачивания.

Опыты проводились на агитационной установке с рудой крупностью 0,055 мм, содержащих 0,210-0,245% урана и 0,030-0,035% молибдена. Плотность орошения составила 20-25% (Т:Ж=1:4). Время агитации составило от 4 до 16 часов на качалке при 180 об/мин., температура 28^оС.

Во всех вариантах опыта концентрация H₂SO₄ находилась в пределах 15-20 г/л. в качестве окислителей были использованы соли сернокислого железа Fe₂(SO₄)₃, надсернокислый аммоний (NH₄)₂S₂O₈ и перманганата калия KMnO₄.

В первом варианте опыта (рисунок 1), где применяли в качестве окислителя Fe₂(SO₄)₃ (1,16-5,8 г/л), наблюдается следующая закономерность: с увеличением концентрации железа в растворе, соответственно, повышается извлечение урана и молибдена. Максимальное извлечение урана (68%) и молибдена (28,22%) в раствор было достигнуто при концентрации железа 5,8 г/л. [2]

В последующем опыте (рисунок 2) в качестве окислителя использовались соли надсернокислого аммония в количестве от 2,5 г/л до 30,0 г/л. Установлено, что с повышением концентрации окислителя (NH₄)₂ S₂O₈ поднимается степень извлечения урана (95,2%) и молибдена (36,5 %).

Высокая степень извлечения металлов связана с участием в процессе выщелачивания окислителя. Так, в нашем предыдущем исследовании при отсутствии окислителя железо извлекалось селективно и только в форме двухвалентного. А при участии окислителей окисляется все железо, и при этом дополнительно образуются окислители четырехвалентного урана.

Исследовано также (рисунок 3 ) влияние различной концентрации перманганата калия (от 0,5 до 3,0 г/л) на извлечение урана. Выявлено, что при концентрации KMnO₄ от 1,5 до 3,0 г/л степень извлечения урана повысилась от 64,0 до 69,6%, а при отсутствии окислителя извлечено всего 13,7 % урана. [3]

В результате выщелачивания урана из руды продолжительностью 70 суток установлено, что при концентрации 5 г/л серной кислоты в раствор извлекалось 50,0 % урана, в варианте с 10 г/л серной кислоты - 52,8 % урана, в опытах с 20 г/л серной кислоты - 58,0%. В контрольном опыте извлечение урана составило 36,8 %. С повышением концентрации серной кислоты заметно увеличивается её расход.

Рисунок 1 - Влияние концентрации окислителя Fe₂(SO₄)₃ на извлечение урана и молибдена из руд

Рисунок 2 - Влияние концентрации окислителя (NH₄)₂S₂O₈ на степень извлечения урана и молибдена из руды

Рисунок 3 - Влияние окислителя KMnO₄ на извлечение урана из руд в кислой среде

Итак, при бактериально -химическом выщелачивании отработанных руд штабеля №4 концентрация серной кислоты в растворе не должна превышать 5-20 г/л, продолжительность процесса выщелачивания - 40 суток. При таком установленном параметре мы можем ощутимо сэкономить расход серной кислоты, которая в производственных условиях кучного выщелачивания затрачивается в огромных количествах. [4]

Обследование рудной массы на отработанных штабелях при определении химического состава руд и соотношении четырех- и шестивалентного урана показали, что содержание металла в руде остается еще на уровне товарного – 0,05%. На отработанных участках годами происходили естественные окислительные процессы. За счет химического и биологического окисления железа и серосодержащих минералов руда стала кислой и доступной для повторного выщелачивания. Как показали результаты перколяционных опытов с рудой штабеля №4, с использованием 0,51% растворов серной кислоты можно извлечь до 60% урана. [5]

В ходе промышленного испытания биотехнологического метода выщелачивания урана на участке КВ РУ-1 СГХК получены результаты.

С использованием биотехнологического способа из отработанных и бедно-товарных руд, уложенных в штабелях, извлекался уран, за основу были приняты выше исследованные направления кучного выщелачивания. Регламент технологических процессов был установлен по рекомендации соискателя. Регулярно осуществлялось методическое руководство и дистанционно контролировалось ведение процессов.

До настоящего времени микроорганизмы редкоземельных (уран, тантал и др.) месторождений Казахстана практически мало изучены, поэтому наше внимание обращено к бактериальной интенсификации процессов выщелачивания урана. Из различных участков кучного выщелачивания (технологические растворы, руда отработанных штабелей, растворы со всех испарительных карт) были выделены железо и сероокисляющие бактерии Acid. ferrooxidans. Установлено, что источником питания в энергетическом обмене для этих бактерий являются восстановленные формы железа и серы, которые в руде встречаются в основном в виде минерала пирита. Эти микроорганизмы в кислой среде интенсивно окисляют пирит и другие железосодержащие минералы до трехвалентного железа - сильного окислителя четырехвалентного урана и серной кислоты.

Литература:

1. Камалов М. Р. Роль микроорганизмов в выщелачивании металлов из руд Казахстана // Монография. _Алматы,1990г. – С. 5-24.

2. Плюснин А.М., Гунин В.И. Самоорганизация зоны окисления сульфидных месторождений // Докл. АН СССР, 1998. - Т. 361, - № 5, - С. 675-678.

3. Ракчеев А.Д. Влияние химизма вмещающих пород на состав и кислотно-основные свойства рудных минералов // Кислотно-основные свойства химических элементов, минералов, горных пород и растворов. - Москва, 1982. - С. 91-115.

4. Яхонтова Л.К. Значение конституции сульфидов в процессе их бактериального выщелачивания // Биотехнология металлов. Тр. междунар. семинара. Центр междунар. проектов ГКНК. - Москва, 1985. - С. 222-33.

5. Рыльникова М.В., Шадрунова И.В., Горбатова Е.А. Геотехнологическая подготовка медных руд к обогащению // Экологические проблемы и новые технологии комплексной переработки минерального сырья. Материалы международного совещания «Плаксинские чтения-2002».-Москва, 2002. - С. 42-43.