- CS 268942 81 1- EN 268942 81 1
Vynález se týká způsobu kyselého touženi rud pískovcového typu, zejména urano-vých. Řada známých technologických postupů pro zpracováni rud pískovcového typu vyu-žívá k vytouženi užitkové komponenty působeni anorganických kyselin, zvláště kyseli-nu sirovou na fyzikální upravenou rudu, nebo jeji vytříděné slož.ky. Louženi se zpra-vidla provádí tak, že ruda se zdrobni, potom se provede jeji rozděleni podle velikosti pevných částic. Zejména u uranových ložisek sedimentárního typu se větší část u-ranu koncentruje do částic rozměrů menších než 0,1 mm. Částice větších rozměrů býva-jí tímto způsobem separace ochuzeny. K nakoncentrováni užitkové komponenty do zmen-šeného podílu rudy se používá také jiných obohacovac1ch principů, jejichž využiti jezávislé na mineralogické vazbě užitkové komponenty. U pískovcových rud je využívánapředevším flotace. Na takto rozdělené a zdrobnělé složky rudy se působí kyselinou sirovou. Proces je veden tak, že kyselina nebo jeji větší část se dávkuje na vytříděnýpodíl rudy, který obsahuje větší koncentraci loužené složky rudy v pevně fázi. V ky-selině, zbylé po tomto louženi, se dále louži ostatní podíly rudy, obsahujici menšikoncentraci loužené složky v pevné fázi.BACKGROUND OF THE INVENTION The present invention relates to a process for the acidic desire of sandstone ores, in particular uranium. A number of known sandstone-type ore processing techniques utilize inorganic acids, in particular sulfuric acid, to cure the ore component, or a sorted composition thereof. Usually, the leaching is carried out in such a way that the ore is diminished, then distributed according to the particle size. Particularly in the case of sedimentary uranium deposits, a larger portion of the uranium is concentrated to particles smaller than 0.1 mm. The larger-sized particles are depleted in this way. Other enrichment principles are also used to concentrate the utility component in the reduced ore proportion, and utilize it depending on the mineralogical bond of the utility component. In particular, flotation is used for sandstone ores. Sulfuric acid is applied to the ore components so divided and diminished. The process is conducted in such a way that the acid or a larger portion thereof is fed to a sorted ore portion which contains a greater concentration of the leached ore component in the solid phase. Further, other portions of the ore containing minor concentration of the leached component in the solid phase are leached in the acid left after this leaching.
Louženi rudných složek se provádí v suspenzi těchto složek v loužici kyselině.Louženi v suspenzi vyžaduje před vlastním louženlm provádět zdrobněni rudy na veli-kost částic nejvýše 1 až 3 mm. V případě obtižně loužitelné rudy je nutně v kapalnéfázi suspenze vytvořit vysokou koncentraci kyseliny sirové, čimž se zvyšuje jejispotřeba na vytouženi. Ztráty kyseliny se v některých postupech snižuji tiro, že vý-luh, obsahující zbytkovou kyselinu, se po odděleni pevné fáze recykluje do předchá-zejícího stupně louženi. Sníženi spotřeby kyseliny se také dosahuje sniženim množ-ství kapalné fáze při louženi. Ruda se v těchto, postupech nezpracovává v suspenzi,ale ve směsi, která má zpravidla sypký nebo granulovaný charakter. Kyselina sírováse v rudě rozptýlí promícháním nebo perkolaci. Účinnějšího vytouženi se dosahuje přisníženi obsahu vody v rudě sušením, zpravidla pod 5 Z hmot. vody, následným promí-cháním s kyselinou a louženim při vyšších teplotách od 50 do 160 °C. Sušeni rudy, jejiž přírodní vlhkost bývá obvykle 8 až 18 Z hmot., je energeticky nákladné. Při zpracováni rud louženim v malém množství kapalné fáze dochází při použitipřírodního granu lometrického složeni rudy ke ztrátám na výtěžnosti loužené složkyvětších částic rudy. V některých známých postupech je proto prováděno zdrobněni ru-dy na velikost částic menšich než 0,8 mm, výjimečně než 10 mm. Zdrobněni je u pís-kovcových rud s jilovitými pojivý možné provádět až po předchozím vysušeni ruoy navlhkost pod 1 Z až 3 Z, protože docházi k zalepováni zdrobnovacich a třídicích zaří-zeni. Při zdrobněni odsušené rudy vzniká prach, který je nebezpečný zvláště u urano-vých rud a jehož zachycováni vyžaduje použiti odlučovači zařízení. Záměs zdrobněléjilovité rudy s kyselinou sirovou se provádi obtížně, protože směs má lepivé vlast-nosti a snadno zatuhává při vyšších reakčnich teplotách. Zatuháváni reakčni směsi seprojevuje také při prodlouženi reakčni doby nad 0,5 hodiny, takže se musí skladová-ni reakčni směsi provádět na transportním pase nebo za pohybu v rotačním bubnu. Ob-tížná homogenizovatelnost jilovitých podílů rudy s kyselinou má také za následek snizeni výtěžnosti louženi.The leaching of the ores is carried out in a suspension of these components in the acid leaching. The leaching in the suspension requires crushing the ore to a particle size of at most 1 to 3 mm prior to leaching. In the case of difficult-to-leachable ore, a high concentration of sulfuric acid is necessarily produced in the liquid phase of the suspension, thereby increasing its consumption for curing. The acid loss in some processes is reduced in that the residual acid-containing extract is recycled to the preceding leaching step after solid phase separation. Reduction of acid consumption is also achieved by reducing the amount of liquid phase in leaching. The ore is not treated in suspension in these processes, but in a mixture which is generally free-flowing or granular in nature. The sulfuric acid in the ore is dispersed by mixing or percolation. More efficient curing is achieved by reducing the water content of the ore by drying, typically below 5% by weight. water, followed by acid and leaching at higher temperatures from 50 to 160 ° C. The drying of the ore, whose natural moisture is usually from 8 to 18% by weight, is expensive. In the treatment of ores by leaching in a small amount of liquid phase, the natural granular lime composition of the ore results in losses in the yield of the leached component of the larger ore particles. Therefore, in some known processes, crumbling is performed to a particle size of less than 0.8 mm, exceptionally less than 10 mm. In the case of sandstone or clay binder molds, it is only possible to carry out the wetting below 1 to 3% after the drying of the ruoy, since the crumbling and screening devices are sealed. In the diminishing of the dehumidified ore, dust is generated, which is particularly dangerous for uranium ores and whose separation requires the use of a separator device. It is difficult to mix diminished ore with sulfuric acid, because the mixture has sticky properties and easily solidifies at higher reaction temperatures. The retention of the reaction mixture also results in a prolongation of the reaction time of more than 0.5 hours, so that the storage of the reaction mixture must be carried out on a conveyor belt or on a rotating drum. The difficult homogenizability of the clay ore with acid also results in a reduction in leaching yield.
Podstatou způsobu kyselého louženi rud pískovcového typu, zejména uranových, jelouženi směsi rudy s obohaceným podilem vyloučené rudy kyselinou sirovou, při teplo-tě 5 až 220 °C. Z vyloučené směsi se vytřídí částice větší než 0,5 až 100 mm. Tytočástice se zdrobni, podrobí dalšímu tříděni, kterým se oddělí buď částice rozměrůmenších než je rozměr největších zdrobnělých částic, nebo částice s vyšším obsahemužitkové složky. Takto oddělené částice tvoři obohacený podíl vyloučené rudy, kte-rý se částečně nebo ůplaně vrátí ke smísení se vstupující rudou. Třídění je výhod- CS 268942 B1 ni provádět ve vodném prostředí. Zbyli podíly po tříděni vylouženi rudy a po třídě-ni zdrobnělých podílů vylouženi rudy tvoři společně s roztokem užitkových složek produkty urěeni k daliimu zpracováni, balil zlepieni tohoto způsobu se dosahuje odtří-děni* částic ateniich než 0,01 až 0,5 mm z těchto produktů, určených k dalšímu zpra-cováni. Tříděni lze taki provádět na základě obsahu užitkově složky. Takto vznikliobohaceni podíly se vyloužl v kyselině sirovi, přičemž se po proběhli» louženl můžeprovist odděleni pevni fáze z takto získaných výluhů. Výluh s obsahem nezreagovanikyseliny sirovi lze použit jako částečnou nebo úplnou náhradu kyseliny sirovi, dáv-kovanou při louženl směsi rudy a obohaceniho podílu vylouženi rudy. Výhodou způsobu louženl podle vynálezu je lepši dosaženi homogenizace seěsi skyselinou sirovou, zlepšeni stability reakčni směsi, která se projevuje sníženímlepivosti, zatuháváni, a tim možnosti prodloužit reakčni dobu a zvýšit teplotu s možnosti využiti skladovacích sil jako reakčnich nádob. Zdrobněni rudy se provádí vevlhkém stavu, čímž se prašnost snižuje na minimum. Směs vytříděných podílů vytouže-né rudy se vstupní rudou má v důsledku odlouženi a vytříděni značné části jilovi-tých složek v recyklovaných podílech příznivý vliv na lepivost a propustnost směsi,což usnadňuje zpracováni sušením a zlepšuje homogenizaci s kyselinou sirovou prak-ticky bez zvýšeni jeji specifické dávky. Volbou hranice tříděni při třiděni reakčnisměsi a produktu zdrobněni a velikosti stupně zdrobněni lce při následujícím tříděnidosáhnout odděleni zrnitostnlch tříd, které se nevyloužily na potřebný stupeň, re-cyklovat je a dosáhnout vyššího stupně vylouženi. Zdrobněnim je dosaženo zpřístup-něni minerálů užitkových složek loužicímu činidlu. Výhoda způsobu dle vynálezu spočívá také v tom, že částice, nevyloučené do po-žadovaného stupně se po odděleni dolouži, přičemž je možné k dolouženi použit kyse-linu sirovou vysoké koncentrace, kterou je výhodné po odděleni loužence recyklovatdo předchozího louženl. Těmito způsoby lze dosáhnout vysokého stupně vylouženi ob-tižně loužitelných rud při nizké spotřebě kyseliny sirové. Přiklad provedeni 1 Pískovcová jilovitá ruda s obsahem vlhkosti 10 7. se podrti na čelistovém drti-či se štěrbinou 80 mm. Potom se zavede do rotační bubnové sušárny, kam se současnědávkuji obohacené podíly vytoužené rudy v množství 12 '! vstupující rudy. V sušárněse směs vysuší na obsah vody 6 Z a současně předehřeje na teplotu 70 °C. Ze sušár-ny postupuje směs do bubnového rotačního granulátoru, kde se smlsl s koncentrovanoukyselinou sirovou, dávkovanou v množství 150 kg na 1 000 kg směsi. Z granulátoru po-stupuje reakčni směs do reakčniho sila, kde se zdržuje po dobu 3 hodin. Ze zracihosila se směs transportuje vodou na’ vibrační dvouetážový třídič, kde se odtřidi čás-tice rozměrů 5 až 20 mm. Tyto částice se promyjí vodou, odvodní gravitačně v zá-sobníku a podrti na kuželovém drtiči pod 3 mm. Produkt drceni se hydraulicky nahydrocyklonech roztřídí, a sliv, obsahující částice rozměrů do 0,1 mm se filtracina bubnovém filtru odvodni na vlhkost 35 X. Koláč z fittru, který tvoři obohacenépodíly vyloučené rudy, se transportuje na vstup rotační bubnově sušárny, kde se su-ší společně se vstupní rudou. Přiklad provedeni 2The essence of the acid leaching process of sandstone-type ores, especially uranium, is the desiccation of a mixture of ore with an enriched fraction of ore extracted with sulfuric acid at a temperature of 5 to 220 ° C. Particles larger than 0.5-100 mm are screened from the deposited mixture. These particles are diminished, subjected to further sorting to separate either particles larger than the size of the largest diminished particles, or particles with a higher content of the constituent component. The particles thus separated form an enriched portion of the deposited ore, which will return to partially or incinerate with the incoming ore. The sorting is preferably carried out in an aqueous medium. After the separation of the ore extraction and the separation of the diminished ore extracting portions, the products for further processing together with the utility component solution are obtained, the packing of the process achieving a separation of at least 0.01 to 0.5 mm from these products to be further processed. Sorting can also be done based on the utility component content. The enrichment thus formed was leached in sulfuric acid, and after the leaching was carried out, the solid phase was separated from the so obtained leachates. The leachate containing the unreacted sulfur can be used as a partial or complete substitution of sulfuric acid in the leaching of the ore mixture and the ore enrichment fraction. An advantage of the leaching process according to the invention is the better achievement of the homogenization of the sulfuric acid, improvement of the stability of the reaction mixture, which exhibits the reduction of the stickiness, the solidification, and the possibility to extend the reaction time and increase the temperature with the possibility of using storage forces as reaction vessels. Crushing of the ore is carried out in a moist state, thereby minimizing dustiness. The mixture of sorted ore extracts with the input ore has a beneficial effect on the stickiness and permeability of the mixture due to the removal and separation of a large proportion of the clay components in the recycled portions, which facilitates drying and improves homogenization with sulfuric acid practically without increasing its specificity. doses. By selecting the threshold of sorting the reaction mixture and the crumbling product and the size of the crumbling step in the next class, it is not possible to reach the separation of the granular classes that have not been used to the desired degree, to recycle them and to achieve a higher degree of leaching. By diminishing, the minerals of the useful ingredients are made available to the leaching agent. The advantage of the process according to the invention is also that the particles which are not separated into the desired degree are separated after separation, and a high sulfur sulfuric acid which is preferably recycled to the leachate after separation of the leachate can be used. By these methods, a high degree of leaching of the hardly leachable ores can be achieved at low sulfuric acid consumption. EXAMPLE 1 Sandstone clay ore with a moisture content of 10% is supported on a jaw crushed or slit 80 mm. It is then fed to a rotary drum dryer where the 12 < 1 > entering ore. Dry the mixture to a water content of 6 Z and preheat to 70 ° C. From the dryer, the mixture is passed to a drum rotary granulator where it is mixed with concentrated sulfuric acid, dosed at 150 kg per 1000 kg of the mixture. The reaction mixture proceeds from the granulator to the reaction silo for 3 hours. From the point of view, the mixture is transported with water to a vibratory two-stage sorter where particles of 5 to 20 mm are removed. These particles are washed with water, gravitationally drained in a container and supported on a cone crusher below 3 mm. The crushing product is sorted hydraulically to hydrocyclones, and the effluent containing particles up to 0.1 mm in diameter is filtered off to a moisture content of 35% by a drum filter. The cake from the filter, which enriches the precipitated ore particles, is transported to the inlet of the rotary drum dryer where together with the input red. Example 2
Zbylé podily po odtřiděni obohacených podílů z přikladu 1, které tvoři suspen-zi s výluhem, se na hydrocyklonové stanici roztřídí s hranici třiděni 0,06 mm. Sliv,obsahující jemné částice, se zahusti na koncentraci 50 X pevné fáze a louži při te-plotě 150 °C v autoklávech v kyselině sirově, dávkované v množství 460 kg na 1 000kg pevné fáze v suspenzi. Po vylouženi a ochlazeni v rekuperátoru tepla se filtraciThe remaining fractions after the enrichment of the enriched portions of Example 1, which form a suspension with the leachate, are separated at the hydrocyclone station with a 0.06 mm separation threshold. The fine particulate matter is concentrated to a concentration of 50% solids and puddled at 150 ° C in sulfuric acid autoclaves, dosed at 460 kg per 1000 kg of solids in suspension. After leaching and cooling in the heat recuperator, filtration