Отделение переработки урановой руды с получением концентрата

Автор работы: Пользователь скрыл имя, 17 Января 2012 в 09:38, курсовая работа

Краткое описание

За последние полвека в ряде стран возникла новая крупная отрасль хозяйства, связанная с добычей и переработкой атомного сырья. Налажено производство ядерного топлива, конструкционных материалов, необходимых в реакторостроении, а также целого ряда вспомогательных продуктов, используемых в ядерных реакторах. Особенно широкий размах получило производство природного урана.
В настоящее время, как по количеству перерабатываемых руд, так и по количеству получаемой в концентратах окиси уран прочно занял место в группе промышленных металлов.
Промышленная добыча и переработка урановых руд была начата около века назад. С 1906 года перерабатывалась на радий урановая смоляная руда месторождения Яхимово (Чехословакия); уран извлекался в качестве побочного продукта. В 1913 году начата промышленная переработка на радий карнотитовых руд плато Колорадо (США). Крупнейшее урановое месторождение Шинколобве (Республика Конго) разрабатывалось с целью добычи радия с 1923 года. С 1933 года началась промышленная добыча и переработка на радий урановых руд другого крупного месторождения - Эльдорадо на берегу Большого Медвежьего озера (Канада). К 1938 году практически всё производство радия было связано с эксплуатацией этих двух крупнейших месторождений урановых руд.
За период с 1906 по 1939 год было получено всего 1000 г. радия и выделено попутно около 4000 т. урана. Это количество урана значительно превышало потребности в нём ряда отраслей промышленности (например, в стекольной - для окраски стёкол).
С открытием цепной ядерной реакции деления в 1939 году положение в урановорудной промышленности резко изменилось. Количество урана, извлекаемое попутно с радием, уже не удовлетворяло все возрастающий спрос. Потребовалось перерабатывать на уран руды, извлечение радия из которых было нецелесообразным. Это послужило началом бурного развития добычи урана в последующие годы. За 10 лет добыча урана увеличилась с 200 до 40000 т. в год.
В годы наивысшего подъёма добычи урана в зарубежных странах были построены и действовали многочисленные урановые заводы: в США -28, в Канаде - 19, в ЮАР - 17, в Австралии - 6, во Франции - 6 и, по крайней мере, по одному урановому заводу в Англии, Индии, Аргентине, Швеции, Италии, ФРГ, Испании, Португалии, Габоне, Японии. Мексике, Бразилии, Конго (Заир), некоторых других странах.
Современная урановая промышленность - новая крупнейшая и быстро развивающаяся отрасль химико-металлургической промышленности, в которой сконцентрированы последние достижения химической технологии, гидрометаллургии, автоматизации, кибернетики, приборостроения, контрольно-измерительной и вычислительной техники. Она является одной из самых передовых среди других отраслей химической индустрии в некоторых промышленно развитых странах. В урановой промышленности широко применяют новые процессы: ионный обмен на синтетических ионообменных смолах; жидкостную экстракцию органическими растворителями; используют высокопроизводительное оборудование, совершенную аппаратуру.
Во второй половине 20-го века в СССР создана совершенно новая отрасль индустрии - атомная промышленность. Построены современные горнорудные предприятия по добыче и обогащению урановых руд. Пущены заводы по переработке урановых руд химическими методами с широким применением ионообменной сорбции и экстракции. Действуют аффинажные заводы по производству металлического урана и некоторых его соединений исключительной чистоты (с содержанием примесей 10-5%). Построены ядерные реакторы, атомные электростанции. Организованы уникальные производства урана-235 и плутония-239. Получены многие трансурановые элементы.
Быстрому развитию урановой промышленности в период 1940 - 1960 гг. способствовали использование урана для военных целей, гонка вооружения и политика холодной войны. Создание огромных запасов неиспользуемого атомного оружия привело к уменьшению спроса на уран и сокращению его производства. Максимальное количество урана было произведено в 1960 году, а к 1966 году его производство снизилось до 43% этого количества, что сопровождалось закрытием и консервацией некоторых урановых заводов или работой их не на полную мощность. Однако примерно с 1967 года наметился, правда, довольно медленный, рост производства урана. Совершенно определённо проявилась качественно новая тенденция развития потребления урана и использования атомной энергии, обусловивших новый подъём производства. Речь идёт о мирном использовании атомной энергии. Теперь уран понадобился для развивающейся атомной энергетики.
Одна из важнейших операций получения высокочистого урана – операция извлечения урановых руд из месторождений, обогащение руд и переведение урана в раствор. Это наиболее дорогостоящие операции из всех этапов, поэтому внимание им уделено особое – качественное и наиболее оптимальное проведение их будет обуславливать дальнейшую цену на системы на основе, как самого металлического урана, так и его соединений для использования в атомной энергетике.

Содержание работы

Задание на проектирование 5
Введение 6
1 Выбор и обоснование технологической схемы 9
2 Материальный баланс 15
2.1 Измельчение 15
2.2 Классификация 15
2.3 Выщелачивание. 15
2.4 Сорбция 17
2.4.1 Определение числа ступеней сорбции 18
2.4.2 Поведение примесей при сорбции 19
2.5 Отмывка смолы 20
2.6 Десорбция 20
2.7 Нейтрализация 21
2.8 Фильтрация Fe(OH)3 21
2.9 Осаждение диураната 22
2.10 Сгущение 22
2.11 Фильтрация 23
2.12 Приготовление десорбирующего раствора 24
2.13 Сводный материальный баланс 25
3 Выбор оборудования 26
3.1 Выбор основного оборудования 26
3.1.1 Измельчение 26
3.1.2 Классификация 26
3.1.3 Выщелачивание 27
3.1.4 Сорбция 27
3.1.5 Отмывка от пульпы 29
3.1.6 Десорбция 30
3.1.7. Нейтрализация 30
3.1.8 Фильтрация Fe(OH)3 30
3.1.9 Осаждение диураната 31
3.1.10 Сгущение 31
3.1.11 Фильтрация 31
3.1.12 Приготовление десорбирующего раствора. 31
3.2 Вспомогательное оборудование 32
4 Техника безопасности 34
5 Организация гражданской обороны 35
6 Строительная часть 36
7 Экономическая часть 38
7.1 Расчёт капитальных затрат 38
7.2 Расчет численности рабочих 39
7.3 Организация и планирование заработной платы 42
7.4 Расчет годового фонда заработной платы 43
7.5 Планирование себестоимости продукции 47
7.6 Расходы на содержание и эксплуатацию оборудования 48
7.7 Цеховые расходы 49
7.8 Финансово-экономическая оценка проекта 50
7.8.1 Общие инвестиции 50
7.8.2 Источники и условия финансирования проекта 51
7.8.3 Производственные издержки 52
7.8.4 Чистые доходы и денежные потоки 53
7.8.5 Оценка экономической эффективности инвестиций 56
Заключение 59
Список литературы 60

Содержимое работы - 1 файл

Курсовая работа.doc

— 1.21 Мб (Скачать файл)

      Фильтрация  выщелоченных пульп чаще всего осуществляется  на барабанных и дисковых вакуум фильтрах ; кеки, как правило содержат около 30% влаги. Отмывка сорбированного урана  производится в ряде последовательных репульпаций, после каждой из которых  следует фильтрация.

      Фильтрат  после выщелачивания не бывает прозрачным и содержит некоторое количество твёрдого, которое загрязняет урановые концентраты, полученные в результате осаждения. Поэтому после барабанных или дисковых вакуум фильтров проводится контрольная фильтрация на пресс-фильтрах, где отфильтровывается остаточное количество твёрдого.

      При фильтрации пульп важен выбор  подходящего конструкционного материала  аппаратов и устойчивого фильтрующего материала.

      Сравнительно  малая производительность фильтров, многочисленность обслуживающего персонала с отрицательной стороны характеризуют этот передел, в связи, с чем фильтрация на урановорудных предприятиях постепенно вытесняется более совершенными методами передела.

      До 1952 г. осадительный метод был единственный в переработке осветлённых урановорудных щелоков. С 1952 г. начинает внедряться сорбционный способ передела урановорудных щелоков и пульп, имеющий перед осадительным способом неоспоримое преимущество в связи со значительно более высокой чистотой урановорудных концентратов и меньшим расходованием химикатов.

      Сорбцию ведут в противоточной пульсационной  колонне, в которую смола подаётся сверху, а пульпа поступает снизу. Насыщение смолы и её вывод  в цикл промывки и десорбции осуществляются быстрее, чем при любом другом аппаратурном оформлении ионообменного процесса. Пульсации дают возможность поддерживать в более или менее однородном виде достаточно густые и вязкие пульпы. Таким способом удаётся перерабатывать пульпы с содержанием 20—40% твёрдого.

      Существенные недостатки процесса заключаются в самой специфике сорбции – взаимодействии жидкого и твёрдого.

      Прежде  всего, сорбция – это довольно длительный процесс, и возвращение  смолы после сорбции, промывки и  десорбции вновь на сорбцию (полная рециркуляция сорбента) даже в случае применения противоточных контакторов совершается за несколько часов. Это обусловливает вводить в процесс большое количество сорбента.

      Экстракционной  переработке подвергаются кислые урановорудные  щелока; карбонатные растворы не могут быть переработаны экстракционным способом. Перед операцией экстракции выщелоченные урановорудные пульпы осветляются, это обусловлено значительными потерями экстрагента за счёт его захвата шламами и образованием устойчивых трудно расслаивающихся эмульсий. При характеристике экстракционного процесса всегда учитываются потери экстрагента на стадиях экстракции, промывки и реэкстракции как за счёт растворимости, так и за счёт захвата.

      При технико-экономическом сопоставлении  сорбционного и экстракционного  методов передела необходимо учитывать:

  • время цикла
  • ёмкость реагентов
  • цену реагентов
  • потери реагентов
  • характеристики перерабатываемых материалов
  • аппаратурное оформление процесса

      Обобщённым  показателем первых трёх пунктов  является стоимость того количества реагента, которое необходимо для обеспечения заданной производительности по урановорудным концентратам. Здесь безусловное преимущество на стороне экстракционного передела; по приблизительным оценкам стоимость экстрагента в 20-30 раз меньше стоимости сорбента.

      В ионообменном процессе почти отсутствуют  потери реагента за счёт растворимости; только лишь при переработке пульп  наблюдается незначительное истирание  смолы. Экстракция сопряжена с небольшой, но достаточно ощутимой потерей реагента за счёт растворимости и захвата; эти потери резко возрастают при переработке неосветлённых пульп. С этой точки зрения более выгоден сорбционный процесс.

      В связи с малой ёмкостью сорбентов  ионообменный процесс выгоднее использовать для переработки бедных урановых руд, напротив экстракция более предпочтительна при извлечении урана из богатых руд.

          Для данной руды был  выбран именно метод кислотного вскрытия по ряду причин – высокое содержание оксида кремния, относительно невысокое содержание оксидов кальция и магния, низкая цена и распространенность главного компонента – серной кислоты, высокая степень вскрытия по урану, низкое время вскрытия, меньшие энергетические затраты на измельчение. Состав руды:

Элемент U3O8 CaO MgO Fe3O4 V2O5 H2O SiO2
масс. % 0,15 21 12 1,7 1,2 2,1 61,85

      Основная  проблема данной руды – очистка  урана от ванадия и железа. Поэтому  для дальнейшей переработки выщелоченной урановой пульпы был выбран сорбционный  метод. Сорбентом был выбран анионит  АМП.

Подробно  обосновать выбор  АМП, отразить основные свойства анионита, его применимость в отрасли. 
 
 

Рисунок 1 – Технологическая схема

 

2 Материальный баланс

2.1 Измельчение

     Для оптимальной степени вскрытия выбрана  величина помола – 100 мкм. Руда поступает по шнековому питателю на шаровую мельницу. Туда же подаются пески с классификации. Проводится сухое измельчение:

Таблица 2.1 - Материальный баланс стадии измельчения

    Приход т/ч Расход т/ч
    1. Руда 7,08 1. Измельчённая руда  на классификацию 35,42
    2. пески  с классификатора 28,33  
     
     
    итого: 35,42 итого: 35,42
        невязка 0,00%

2.2 Классификация

    На  этой стадии отделяются частицы, размеры которых больше установленных 100 мкм (они возвращаются обратно на измельчение), и размеры которых меньше 100 мкм (они переходят на следующую стадию – выщелачивание). Производительность классификатора и шаровой мельницы настраиваются таким образом, чтобы циркуляционная нагрузка шаровой мельницы была равна 500%.

Таблица 2.2 –  Материальный баланс стадии классификации

    Приход т/ч Расход т/ч
    1. Пульпа  с измельчения 35,42 1. Пески на измельчение 28,33
     
     
      2. Руда на выщелачивание 7,08
    итого: 35,42 итого: 35,42

2.3 Выщелачивание.

     В реактор подаётся измельчённая руда с классификатора, туда же добавляется окислитель пиролюзит и кислота – H2SO4 , так чтобы её остаточная концентрация составляла 5 г/л. Выщелачивание ведём в каскаде пачуков при Т:Ж=1:10 и pH 1.

 

Таблица 2.3 – Характеристики вскрытия руды (на 170т руды/сутки)

состав  руды % степень вскрытия поступление на выщелачивание, кг/ч Прореагировало с H2SO4, кг/ч
UO3 0,045% 98,00% 3,19 3,12
UO2 0,105% 98,00% 7,44 7,29
V2O5 1,20% 80,00% 85,00 68,00
Fe2O3 1,14% 6,50% 80,75 5,25
FeO 0,56% 45,00% 39,67 17,85
CaO 21,00% 99,00% 1487,50 1472,63
MgO 12,00% 5,00% 850,00 42,50
H2O 2,10% 100,00% 148,75 148,75
SiO2 61,85% 1,00% 4381,04 43,81
Сумма 100,00%   7083,33 1809,20
 

Основные реакции  стадии выщелачивания в расчёте  на 7083,33 кг руды: 

  Реакции на стадии выщелачивания
                       
      UO3 + 3H2SO4 = H4[UO2(SO4)3] + H2O    
      286,03   294,24   562,245   18,02    
  m, кг   10,84   11,16   21,32   0,68   21,99984
  UO2 + MnO2 + H2SO4 = UO3 + MnSO4 + H2O
  270,03   86,94   98,08   286,03   151   18,02
m, кг 7,29   2,35   2,65   7,72   4,08   0,49
      V2O5 + H2SO4 = (VO2)2SO4 + H2O    
      181,88   98,08   261,94   18,02    
  m, кг   68,00   36,67   97,93   6,74   104,6695
      Fe2O3 + 3H2SO4 = Fe2(SO4)3 + 3H2O    
      159,69   294,24   399,88   54,06    
  m, кг   25,08   46,22   62,82   8,49   71,30739
  2FeO + MnO2 + H2SO4 = Fe2O3 + MnSO4 + H2O
  143,7   86,94   98,08   159,69   151   18,02
m, кг 17,85   10,80   12,18   19,84   18,76   2,24
      CaO + H2SO4 = CaSO4 + H2O    
      56,08   98,08   136,14   18,02    
  m, кг   1472,63   2575,52   3574,95   473,19   4048,143
      MgO + H2SO4 = MgSO4 + H2O    
      40,3   98,08   120,365   18,02    
  m, кг   42,50   103,43   126,94   19,00   145,9395
      SiO2 + H2O = [H2SiO3]        
      60,08   18,02   78,1        
  m, кг   43,81   13,14   56,95        
 

Таблица 2.4 – Общий материальный баланс стадии выщелачивания

Стадия  выщелачивания
Приход т/ч Расход т/ч %
1. Руда с классификации 7,08 1. Выщелоченная  пульпа на сорбцию 29,49 100,00%
в т.ч., кг/ч в т.ч., кг/ч  
Т: 6934,58 Т: 8862,23  
UO3 3,19 UO3 0,06  
UO2 7,44 UO2 0,15  
V2O5 85,00 V2O5 17,00  
Fe2O3 80,75 Fe2O3 75,50  
FeO 39,67 FeO 21,82  
CaO 1487,50 CaO 14,88  
MgO 850,00 MgO 807,50  
SiO2 4381,04 SiO2 4337,23  
Ж: 148,75 MnO2 13,15  
H2O 148,75 CaSO4 3574,95  
2. H2SO4 22,38 ж: 20627,13  
в т.ч., кг/ч H4[UO2(SO4)3] 21,32  
H2SO4 3018,14 MnSO4 22,83  
H2O 19361,59 (VO2)2SO4 97,93  
3.MnO2 2,63E-02 H2SO4 230,31  
Т: 26,29 Fe2(SO4)3 62,82  
    MgSO4 126,94  
    [H2SiO3] 56,95  
    H2O 20008,04  
Итого: 29,49 Итого: 29,49 100,00%
        невязка 0,00%  

Информация о работе Отделение переработки урановой руды с получением концентрата