CN104531987B - 一种降低富含石膏碱性铀矿石浸出碱耗的方法 - Google Patents

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Abstract

本发明提供了一种降低富含石膏碱性铀矿石浸出碱耗的方法，包括矿石打碎——分级——中性浓密——浸出——浓密洗涤——离子交换吸附和淋洗等步骤。通过本发明有益效果如下；1)矿石经打碎直接分级，细粒级矿石不需磨矿可直接进行浸出，节省了磨矿费用；2)尾弃绝大部分石膏矿物，降低浸出碱耗的同时减少了矿石处理量；3)吸附尾液返回浸出及浓密洗涤工序，实现了余碱利用的最大化。

Description

一种降低富含石膏碱性铀矿石浸出碱耗的方法
技术领域
本发明属于涉及铀矿水冶技术领域，具体涉及一种降低富含石膏碱性铀矿石浸出碱耗的方法。
背景技术
碱性铀矿占我国已探明铀矿资源总量的30％以上，碱性铀矿石富含碳酸盐矿物，一般采用碱法浸出工艺处理。碱法浸出时主要的耗碱矿物包括硫化矿(主要为黄铁矿)、钙镁硫酸盐、钒磷的五价氧化物、有机质；另外在浸出温度较高的情况下，矿石的酸性组分(氧化硅、氧化铝等)也可与碳酸盐反应消耗一定量的碱。
对于浸出过程中碱耗高的碱性铀矿石，针对其耗碱矿物类型的不同可采用不同方法进行处理。例如硫化矿或有机质含量高的矿石，可采用细菌浸出或加压氧浸的工艺处理，将矿石中的S2-氧化成硫酸，与矿石中的碳酸盐发生自中和反应，然后采用酸法浸出工艺处理，达到降低浸出试剂消耗的目的；钙镁硫酸盐含量高的矿石可采用碳酸氢盐或CO2+O2浸出，以避免钙镁硫酸盐与碳酸根反应产生溶解度更低的碳酸钙、碳酸镁沉淀而造成的碱耗过高的问题；另外利用选矿工艺处理低品位碱性铀矿石，达到富集铀或分离碳酸盐矿物的目的，然后针对选别精矿与尾矿采用不同的浸出工艺处理，其中选别精矿采用碱法浸出工艺处理，选别尾矿采用酸法工艺处理。
但上述方法对富含石膏且硫化物含量低的铀矿石处理并不适用，该类矿石采用细菌浸出或加压氧浸时，由于矿石中S2-含量低，产生的硫酸对降低浸出酸耗幅度有限；采用弱碱性浸出铀浸出率低造成资源回收率低；由于铀主要以吸附状态存在，采用选矿工艺难以实现富集铀或分离石膏、盐酸盐矿物的目的。另外，选别精矿采用碱法工艺处理铀浸出率低，不能满足要求，采用不同的浸出工艺分别处理选别精矿与尾矿，工艺流程较复杂。因此，为了盘活该类铀矿资源开展降低富含石膏碱性铀矿石浸出碱耗的方法很有必要。目前国内外还未有相关公开文献的报道。
发明内容
本发明的目的是在保证粗粒级矿石铀品位不高于0.02％的条件下，分离矿石中的绝大部分石膏矿物，减少矿石处理量，解决矿石由于石膏含量过高而导致的浸出碱耗高的问题，达到降低矿石处理成本的目的。
为了实现上述目的，本发明的技术方案为，一种降低富含石膏碱性铀矿石浸出碱耗的方法，包含如下步骤：
步骤1，打碎：加水将矿石打碎，使矿石自动解离，形成自然粒级的矿浆，矿石品位为0.06％～0.10％、CO2含量为5％～15％，石膏含量为20％～30％；工艺循环开始后步骤3和步骤5溢流返回打碎步骤以补充所需用水；
步骤2，分级：将步骤1中打碎后的矿浆按矿石粒度进行分级，得到粒度为+100目以上的粗粒级矿石及粒度为-100目以下的中性矿浆，粗粒级矿石富含石膏且铀品位不高于0.02％直接尾弃；
步骤3，中性浓密：将步骤2中的中性矿浆中加入阳离子絮凝剂，在浓密机中进行固液分离，得到底流矿浆及溢流，溢流返回步骤1，用于搅拌打碎矿石；
步骤4，浸出：向步骤3的底流矿浆加入以矿石质量计5wt％～8wt％的碳酸钠进行浸出，通过控制液相加入量，控制浸出液固体积质量比为4～6，90℃下搅拌浸出2～3小时；加入的液相在起始时为工业水，工艺循环开始后为步骤6产生的吸附尾液；
步骤5，浓密洗涤：向步骤4中浸出矿浆加入阴离子絮凝剂，经浓密洗涤得到溢流和底流，溢流即浸出液，底流即尾矿浆；尾矿浆排至尾矿坝；工艺循环开始后，步骤6的吸附尾液进入浓密洗涤的中间段，浓密洗涤方式为5～7段逆流洗涤，吸附尾液返回其第3～4段，逆流洗涤4～5段的溢流返回步骤1用于打碎矿石，此过程实现了工艺水的循环利用，且使余碱利用最大化；
步骤6，离子交换吸附：对步骤5得到的浸出液采用强碱性阴离子树脂进行吸附，接触时间4～8min，控制吸附尾液铀浓度﹤2mg/L，离子交换吸附铀得到负载树脂及吸附尾液，吸附尾液按照各50％的比例，分别返回步骤4及步骤5循环使用，以利用余碱；
步骤7，淋洗：将步骤6中的负载树脂经淋洗回收铀。
所述步骤3中的阳离子絮凝剂为BF7605絮凝剂。
所述步骤5中的阴离子絮凝剂为AZ5005絮凝剂。
所述步骤6中的强碱性阴离子树脂为201×7型号树脂。
通过本发明有益效果如下；1)矿石经打碎直接分级，细粒级矿石不需磨矿可直接进行浸出，节省了磨矿费用；2)尾弃绝大部分石膏矿物，降低浸出碱耗的同时减少了矿石处理量；3)吸附尾液返回浸出及浓密洗涤工序，实现了余碱利用的最大化。
附图说明
图1为本发明的工艺流程图。
具体实施方式
下面结合附图对本发明作进一步详细说明。
图1为本实施例工艺流程图。矿石经打碎后进行分级；分级得到粗粒级矿石及含细粒级矿石的中性矿浆；粗粒级矿石直接尾弃，含细粒级矿石的中性矿浆经浓密后得到底流及溢流；溢流返回打碎，底流加入碳酸钠并通过吸附尾液控制液固比进行浸出；浸出矿浆经浓密洗涤得到尾矿浆及浸出液，尾矿浆排至尾矿坝处置；浸出液经离子交换吸附铀，吸附尾液返回浸出、浓密洗涤工序；负载树脂经淋洗回收铀。具体实施例如下：
实施例1
某泥质砂岩铀矿石含铀0.110％，CO2含量为7.4％，石膏含量为25.2％，原矿直接浸出碱耗为18.9％。按如下步骤处理矿石：
1)矿石打碎制成自然粒级矿浆；
2)打碎后矿浆以60目振动筛进行分级，其中粗粒级矿石直接尾弃；
3)细粒级矿浆加入浓度为0.1％的BF7605絮凝剂，加入量为40g/t矿，中性浓密的溢流返回矿石打碎工序；
4)底流矿浆通过补加吸附尾液控制浸出液固比为4:1，加入7.5wt％(细粒级矿石质量计)碳酸钠，90℃搅拌浸出2小时；
5)浸出后矿浆加入浓度为0.1％的AZ5005絮凝剂，加入量为240g/t矿，经6级逆流洗涤得到浸出液及尾矿浆，尾矿浆排至尾矿坝处置，吸附尾液返回逆流洗涤第3段，第4段溢流返回打碎工序；
6)浸出液经201×7型号树脂吸附，接触时间5min，控制吸附尾液铀浓度﹤1mg/L，吸附尾液50％返回浸出工序，50％返回逆流洗涤工序；
7)饱和树脂经淋洗回收铀。
试验结果：粗颗粒矿石铀品位为0.020％，减少矿石处理量27.3％；矿石浸出渣品位0.022％，浸出碱耗为4.33％。
实施例2
某泥质砂岩型铀矿石含铀0.073％，CO2含量为11.0％，石膏含量为19.1％，原矿直接浸出碱耗为7.5％。按如下步骤处理矿石：
1)矿石打碎制成自然粒级矿浆；
2)打碎后矿浆以100目振动筛进行分级，其中粗粒级矿石直接尾弃；
3)细粒级矿浆加入浓度为0.1％的BF7605絮凝剂，加入量为45g/t矿，中性浓密的溢流返回矿石打碎工序；
4)底流矿浆通过补加吸附尾液控制浸出液固比为5:1，加入7.0wt％(细粒级矿石质量计)碳酸钠，90℃搅拌浸出2小时；
5)浸出后矿浆加入浓度为0.1％的AZ5005絮凝剂，加入量为230g/t矿，经5级逆流洗涤得到浸出液及尾矿浆，尾矿浆排至尾矿坝处置，吸附尾液返回逆流洗涤第3段，第4段溢流返回打碎工序；
6)浸出液经201×7型号树脂吸附，接触时间4min，控制吸附尾液铀浓度﹤1mg/L，吸附尾液50％返回浸出工序，50％返回逆流洗涤工序；
7)饱和树脂经淋洗回收铀。
试验结果：筛上粗颗粒矿石铀品位为0.018％，矿石处理量减少20.3％；矿石浸出渣品位0.020％，浸出碱耗为2.10％。
实施例3
某泥质砂岩铀矿石含铀0.090％，CO2含量为9.0％，石膏含量为20.4％，原矿直接浸出碱耗为9.1％。按如下步骤处理矿石：
1)矿石打碎制成自然粒级矿浆；
2)打碎后矿浆以80目振动筛进行分级，其中粗粒级矿石直接尾弃；
3)细粒级矿浆加入浓度为0.1％的BF7605絮凝剂，加入量为35g/t矿，中性浓密的溢流返回矿石打碎工序；
4)底流矿浆通过补加吸附尾液控制浸出液固比为4:1，加入7.5wt％(细粒级矿石质量计)碳酸钠，90℃搅拌浸出2小时；
5)浸出后矿浆加入浓度为0.1％的AZ5005絮凝剂，加入量为220g/t矿，经5级逆流洗涤得到浸出液及尾矿浆，尾矿浆排至尾矿坝处置，吸附尾液返回逆流洗涤第3段，第4段溢流返回打碎工序；
6)浸出液经201×7型号树脂吸附，接触时间5min，控制吸附尾液铀浓度﹤1mg/L，吸附尾液50％返回浸出工序，50％返回逆流洗涤工序；
7)饱和树脂经淋洗回收铀。
试验结果：筛上粗颗粒矿石铀品位为0.023％，矿石处理量减少24.1％；矿石浸出渣品位0.020％，碱耗为3.60％。
对某富含石膏泥质砂岩型铀矿，采用本发明所述工艺进行处理，可减少矿石处理量20％以上，碱耗可由7wt％～8wt％(矿石质量计)降低至2wt％～3wt％(矿石质量计)。
上面对本发明的实施例作了详细说明，上述实施方式仅为本发明的最优实施例，但是本发明并不限于上述实施例，在本领域普通技术人员所具备的知识范围内，还可以在不脱离本发明宗旨的前提下作出各种变化。

Claims (4)

1.一种降低富含石膏碱性铀矿石浸出碱耗的方法，其特征在于包含如下步骤：
步骤1，打碎：加水将矿石打碎，使矿石自动解离，形成自然粒级的矿浆，工艺循环开始后步骤3和步骤5溢流返回打碎步骤以补充所需用水；
步骤2，分级：将步骤1中打碎后的矿浆按矿石粒度进行分级，得到粒度为+100目以上的粗粒级矿石及粒度为-100目以下的中性矿浆，粗粒级矿石富含石膏且铀品位不高于0.02％直接尾弃；
步骤3，中性浓密：将步骤2中的中性矿浆中加入阳离子絮凝剂，在浓密机中进行固液分离，得到底流矿浆及溢流，溢流返回步骤1，用于搅拌打碎矿石；
步骤4，浸出：向步骤3的底流矿浆加入以矿石质量计5wt％～8wt％的碳酸钠进行浸出，通过控制液相加入量，控制浸出液固体积质量比为4～6，90℃下搅拌浸出2～3小时；加入的液相在起始时为工业水，工艺循环开始后为步骤6产生的吸附尾液；
步骤5，浓密洗涤：向步骤4浸出矿浆加入阴离子絮凝剂，经浓密洗涤得到溢流和底流，溢流即浸出液，底流即尾矿浆，尾矿浆排至尾矿坝；工艺循环开始后，步骤6的吸附尾液进入浓密洗涤的中间段，浓密洗涤方式为5～7段逆流洗涤，吸附尾液返回其第3～4段，逆流洗涤4～5段的溢流返回步骤1用于打碎矿石，实现了工艺水的循环利用，且使余碱利用最大化；
步骤6，离子交换吸附：对步骤5得到的浸出液采用强碱性阴离子树脂进行吸附，接触时间4～8min，控制吸附尾液铀浓度﹤2mg/L，离子交换吸附铀得到负载树脂及吸附尾液，吸附尾液按照各50％的比例，分别返回步骤4及步骤5循环使用，以利用余碱；
步骤7，淋洗：将步骤6中的负载树脂经淋洗回收铀。
2.如权利要求1所述的一种降低富含石膏碱性铀矿石浸出碱耗的方法，其特征在于步骤3中的阳离子絮凝剂为BF7605絮凝剂。
3.如权利要求1所述的一种降低富含石膏碱性铀矿石浸出碱耗的方法，其特征在于步骤5中的阴离子絮凝剂为AZ5005絮凝剂。
4.如权利要求1所述的一种降低富含石膏碱性铀矿石浸出碱耗的方法，其特征在于步骤6中的强碱性阴离子树脂为201×7型号树脂。
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