Выщелачивание куч и отвалов

В процессе выщелачивания меди из руды в раствор переходят также окислы других металлов. Большое количество сульфатов железа, алюминия, магния, кальция вызывает потери серной кислоты и преждевременный вывод раствора в отвал после пред- [c.221]

В этом случае для выброса твердых шламов в отвал требуется отмывка их от соли, которая производится водой. Промывочные воды следует направлять на растворение твердой соли, либо закачивать в камеры выщелачивания галита. [c.51]

Разбавленный водою раствор сернокислого титана отделяют от шлама фильтрацией на вакуум-фильтре с намывным слоем или на сгустителях, работающих по системе противотока. Полученный разбавленный раствор сернокислого титана применяют для первичного выщелачивания плава после разложения. Отмытый шлам направляют в отвал. [c.162]

В большинстве случаев в качестве оптимальной выбирают комбинированную схему растворения, по которой в первом по ходу руды растворителе движение ш,елока и породы происходит прямотоком, а в последуюш,пх — противотоком. По такой схеме в первый растворитель подают щелок после выщелачивания во втором растворителе, в который поступает нагретый маточный щелок и слабые щелока после выщелачивания отвала в третьем растворителе (при промывке водой) во втором растворителе происходит дорастворе-ние руды, передаваемой из первого растворителя. Количество солевого шлама, выделяющегося на 1 м осветленного щелока при переработке верхнекамских сильвинитов, составляет в среднем 250— 260 кг и может быть снижено на 20% при подаче части маточного щелока (—15% от общего количества) в первый растворитель. [c.271]

В большинстве случаев в качестве оптимальной выбирают комбинированную схему растворения, по которой в первом по ходу руды растворителе движение щелока и породы происходит прямотоком, а в последующих — противотоком. По такой схеме в первый растворитель подают щелок после выщелачивания во втором растворителе, в который поступает нагретый маточный щелок и слабые щелока после выщелачивания отвала в третьем растворителе (при промывке водой) во втором растворителе происходит дорастворение руды, передаваемой из первого рас- [c.295]

Пульпу после выщелачивания направляют в самоиспаритель, затем раствор разбавляют промывными водами и направляют в сгустители для отделения красного шлама, идущего после отмывки в отвал. Слив из сгустителей, представляющий собой раствор алюмината натрия и содержащий 120 г/л АЬОз и 135 г/л ЫагО, подвергают гидролизу. Эта операция, называемая выкручиванием или декомпозицией, осуществляется при разбавлении растворов в специальных аппаратах-декомпозерах. Для ускорения процесса декомпозиции в раствор вводят в качестве затравки часть ранее полученной гидроокиси алюминия для создания первичных центров кристаллизации. Продолжительность процесса выкручивания составляет 75—90 ч. Полученная гидратная пульпа сгущается и разделяется в классификаторах на мелкую и крупную фракции. Первую используют в процессе выкручивания в качестве затравки, а крупные частицы гидроокиси алюминия тщательно промывают, фильтруют и подвергают кальцинации до полного обезвоживания во вращающихся трубчатых печах, нагреваемых до 1200° С. После этого охлажденный глинозем поступает на электролиз. [c.260]

Технологический процссс включает следующие основные стадии I) дробление сырой сильвинитоиой рулы 2) выщелачивание КС1 из сильвинита горячим оборотным маточным pa jвором 3) отделение горячего щелока от отвала, его освстленис и отделение от соленого и глинистого шлама 4) кристаллизация КС1 нри охлаждении горячего осветленного щелока 5) отделение кристаллов КС1 от маточного раствора и их сушка 6) нагревание маточного раствора и возвращение его на растворение сильвинита 7) удаление или утилизация отходов производства, [c.284]

Бедные окисленные медные руды или смешанные окисленносуль-фидные руды трудно подвергаются обогащению и их перерабатывают гидрометаллургическим путем. Технологический процесс состоит из трех операций выщелачивания руды, приготовления электролита и электролиза. Для выщелачивания руды применяют либо метод перколяции, либо кучное выщелачивание, подземное выщелачивание или выщелачивание пульпы в агитаторах. Полученные растворы подвергают очистке обработкой их известняком. При этом железо и алюминий выделяются в виде гидроксидов, которые адсорбируют примеси мышьяка, сурьмы и фосфора. Для удаления примесей азотной кислоты и других часть раствора выводят в отвал, предварительно выделив из него медь цементацией. К чистому раствору Си 04 добавляется Нг504, и электролит направляют на электролиз с нерастворимым анодом, в качестве которого применяют сплавы свинца с серебром или сурьмой. Катодами являются медные листы, полученные в матричных ваннах. Электролизеры работают по каскадной схеме. Питающий раствор содержит 25— 35 кг/м Си, а отходящий 10—15 кг/м . Катодная плотность тока 1150 А/м . Напряжение на ванне 2 В. Расход электроэнергии 2000—3000 кВт-ч/т меди. Этот метод используется в Африке и Южной Америке. В СССР он практически не используется. [c.309]

Стадия сорбции урана из шламовой пульпы сопровождается концентрированием радиоактивных элементов на ионообменной смоле вследствие поглощения урана и частично радия, полония и других элементов. После отделена смолы от рудных шламов появляется второй вид отходов — кислые шламы, содержащие не растворившиеся в процессе переработки радиоактивные элементы, оставшиеся в жидкой фазе пульпы после сорбции. При последующей нейтрализации известью основное количество серной кислоты, затраченной на выщелачивание, переводят в осадок в виде гипса и отправляют вместе с рудными шламами в отвал на хвостохранилище. На этой стадии технологического процесса образуются твердые отходы в виде гипса и гидроксидов и жидкие отходы в виде растворов различных сернокислотных солей, являющихся источниками зафязнения внешней среды в результате инфильтрации. [c.326]

Описаны установки периодического действия с графитовым тиглем диаметром 610 мм. Загрузка состоит из 118 кг ВеРг п 43,5 кг магния. Шихта состоит из гранул ВеРг, полученных разложением фторбериллата аммония в печи непрерывного действия, и кубиков магния с длиной ребра 25 мм. Продолжительность цикла 3,5 ч. По окончании реакции жидкотекучее содержимое тигля выливают в графитовый тигель-приемник. После охлаждения содержимое приемника загружают в шаровую мельницу для выщелачивания горячей водой. Раствор Вер2 направляют на повторное использование. Нерастворимый МдРг отделяют от раствора в отстойник. Мелкие кристаллы бериллия, захваченные фторидом магния, растворяют в плавиковой кислоте. После окончания этой операции МдРг отфильтровывают, промывают и направляют в отвал. Общее извлечение бериллия составляет 96—97%. [c.228]

После сушки к размола концентрат направляется в аппарат разложения ильменита серной кислотой для выделения титана в виде сульфатов. В состав полученного плава входят также сульфаты железа и других металлов. Далее плав подвергается выщелачиванию, а пульпа после выщелачивания перекачивается в аппарат восстановления окисного железа в закисное, а затем на барабанный вакуум-фильтр для отделения отвала. [c.337]

Плазменная обработка руд и рудных концентратов имеет целью разрушить кристаллическую решетку минерала и облегчить последующее химическое выделение извлекаемого элемента и полноту этого выделения, чтобы рудный отвал был действительно отвалом, а не промежуточным хранилищем ценных компонентов под открытым небом. Это особенно касается урановых отвалов, поскольку даже сравнительно небольшая их радиоактивность неблагоприятно влияет на окружающую флору и фауну из-за рассеивания компонентов отвала в биосферу по различным каналам (выщелачивание и ностунление в почву, выделение газов, аэрозольный перенос и т.д.). К настоящему времени уже имеется несколько примеров успешного применения плазменной техники в технологии вскрытия упорных руд, содержащих цирконий, никель, магний и т.д. Что касается вскрытия урановых руд, то здесь исследовательские работы по применению плазменной техники и технологии практически не проводились. Основная причина — большие инвестиции, сделанные в свое время в данную отрасль во всех странах, обладающих атомной промышленностью, и, соответственно, высокий уровень технологии. Значительную часть урана в СССР добывали вообще без извлечения урановых руд на поверхность — методом подземного выщелачивания кроме того, урановая промышленность располагает сравнительно мощными инструментами для повышенного извлечения урана из руд, такими как автоклавное выщелачивание. Однако в ряде мест уже возникли проблемы большой экологической опасности урансодержащих отвалов, например отвалов комбината Висмут в Германии (так называемые Роннебургские груди) [1], несмотря на то что на этом комбинате применяли самую совершенную технологию вскрытия урановых руд и сорбционное извлечение урана из нульн. Тем не менее позднее возникла необходимость поиска методов устойчивой консервации или дополнительного извлечения урана из этих отвалов. Роннебургские груди расположены в центре Западной Европы, поэтому экологические проблемы урансодержащих отвалов стали известны и широко обсуждаются, однако в глубине [c.130]

Поскольку при выщелачивании отвалов в среде развиваются природные тиобациллы, никакого засева не проводят. Проявлению необходимой активности микроорганизмов способствуют обеспечение кислотности отвала и обилие кислорода. Последнее достигается путем аэрирования выщелачивающего раствора цйр Куляции воздуха внутри породы способствует и особая форма отвалов (с гребнями или ребрами). Иногда вертикально внутри отвала помещают трубы с отверстиями и через них продувают сжатый воздух, способствующий протеканию биологических и химических реакций. [c.196]

После выщелачивания раствор отделяют от шлама на центрифугах. Шлам промывают водой и выбрасывают в отвал. Он содержит более 20% aS, 8—10% BaS04 и другие нерастворимые вещества, а также 18—.20% влаги и около 1% ВаСЬ- Количество отвала составляет 0,8—1,1 г на 1 т готового продукта. Промывные воды с центрифуг смешивают с основным раствором. Раствор, содержащий 300—350 г/л ВаСЬ, отстаивается от мути и поступает на выпарку и кристаллизацию хлористого бария. [c.450]

При содержании в исходной шихте 16—17,5% СггОз концентрация общего хрома в прокаленной массе в пересчете на СгОз составляет 26—30%, причем доля СгОз в водорастворимых соединениях равна 88—90%. Выходящий из печи в виде гранул прокаленный спек, имеющий температуру 800—900°, проходит через барабанный воздушный холодильник, измельчается в вальцовых дробилках и поступает в шаровые мельницы мокрого помола, где происходит гашение, размол и Выщелачива[ние хроматного спека. Мельцица представляет собой вращающийся стальной барабан, выложенный панцырными плитами, внутри которого находятся стальные измельчающие шары. Для гашения и выщелачивание спека применяют слабые щелоки, содержащие 20—50 г/л Na2 тO , получающиеся при промывке на фильтрах горячей водой шлама, идущего в отвал. В мельнице образуется пульпа (Т Ж=1 3), жидкая фаза которой является раствором монохромата натрия. Температура пульпы 80—85°. [c.599]

Шлам с первых фильтров смывается водой на вторые (дисковые) вакуум-фильтры, откуда после промывки смывается в шламовые пруды. Промытый шлам, уходящий в отвал, содержит 28— 35% СаО, 26—33% MgO, 6-10% РегОз, 5-8% АЬОз, 3-6% SiO , 5—8% СггОзобщ, 1% С в нем содержится 1—1,5% водорастворимого СгОз и 1—1,2% кислоторастворимого СгОз. Со шламом теряется 15—17% хрома исходной руды. Показана возможность уменьшения этих потерь путем автоклавного окисления трехвалентного хрома кислородом воздуха в процессе выщелачивания спека при добавке соды, что способствует полному связыванию содержащейся в спеке окиси кальция в карбонат и повышает выход хрома в растворОдной из важных проблем хроматного производства является утилизация шлама, накапливающегося в очень больших количествах. Частично этот шлам может быть использован взамен части наполнителя (доломита) при составлении хромитовой шихты Его можно использовать для строитель- [c.600]

Снижение содержания примесей в оборотном электролите может быть достигнуто систематическим выводом части раствора в отвал (см. рис. 119). До этого необходимо выделить из этой части раствора всю медь. Такая же задача возникает при обработке некоторых промывных вод, растворов после кучного и подземного выщелачивания, а также подземных вод из медных рудников. Во всех этих случаях медь выделяют И растворов методом цементации железным скрапом Си304 Ре = Ре304 -[-Си одновременно [c.253]

Справочник химика 21

Химия и химическая технология