RU2393255C1 - Способ извлечения урана из рудного сырья - Google Patents
Способ извлечения урана из рудного сырья Download PDFInfo
- Publication number
- RU2393255C1 RU2393255C1 RU2009104166/02A RU2009104166A RU2393255C1 RU 2393255 C1 RU2393255 C1 RU 2393255C1 RU 2009104166/02 A RU2009104166/02 A RU 2009104166/02A RU 2009104166 A RU2009104166 A RU 2009104166A RU 2393255 C1 RU2393255 C1 RU 2393255C1
- Authority
- RU
- Russia
- Prior art keywords
- pulp
- uranium
- brannerite
- leaching
- ore
- Prior art date
Links
- 229910052770 Uranium Inorganic materials 0.000 title claims abstract description 77
- JFALSRSLKYAFGM-UHFFFAOYSA-N uranium(0) Chemical compound [U] JFALSRSLKYAFGM-UHFFFAOYSA-N 0.000 title claims abstract description 77
- 238000000034 method Methods 0.000 title claims abstract description 27
- 238000002386 leaching Methods 0.000 claims abstract description 45
- QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N Sulfuric acid Chemical compound OS(O)(=O)=O QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 41
- 239000002994 raw material Substances 0.000 claims abstract description 11
- 230000002378 acidificating effect Effects 0.000 claims abstract description 9
- 238000000926 separation method Methods 0.000 claims abstract description 5
- 238000001179 sorption measurement Methods 0.000 claims abstract description 4
- 231100000987 absorbed dose Toxicity 0.000 claims description 6
- 230000015572 biosynthetic process Effects 0.000 claims description 5
- 238000001238 wet grinding Methods 0.000 claims description 5
- 230000008719 thickening Effects 0.000 claims description 4
- 230000001678 irradiating effect Effects 0.000 claims 1
- 238000003756 stirring Methods 0.000 claims 1
- 238000000605 extraction Methods 0.000 abstract description 31
- 230000000694 effects Effects 0.000 abstract description 5
- 238000002156 mixing Methods 0.000 abstract description 3
- 239000000126 substance Substances 0.000 abstract description 3
- 235000011149 sulphuric acid Nutrition 0.000 abstract description 3
- 239000001117 sulphuric acid Substances 0.000 abstract description 3
- 230000005855 radiation Effects 0.000 abstract description 2
- 238000009833 condensation Methods 0.000 abstract 1
- 230000005494 condensation Effects 0.000 abstract 1
- 238000005272 metallurgy Methods 0.000 abstract 1
- 239000002699 waste material Substances 0.000 abstract 1
- 239000007800 oxidant agent Substances 0.000 description 25
- 239000002253 acid Substances 0.000 description 20
- XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N Iron Chemical compound [Fe] XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 15
- 239000007791 liquid phase Substances 0.000 description 8
- 229910052742 iron Inorganic materials 0.000 description 7
- NUJOXMJBOLGQSY-UHFFFAOYSA-N manganese dioxide Inorganic materials O=[Mn]=O NUJOXMJBOLGQSY-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 7
- 238000002474 experimental method Methods 0.000 description 6
- YIIYNAOHYJJBHT-UHFFFAOYSA-N uranium;dihydrate Chemical compound O.O.[U] YIIYNAOHYJJBHT-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 6
- 238000010894 electron beam technology Methods 0.000 description 4
- 238000010907 mechanical stirring Methods 0.000 description 4
- QVGXLLKOCUKJST-UHFFFAOYSA-N atomic oxygen Chemical compound [O] QVGXLLKOCUKJST-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- 229910000169 coffinite Inorganic materials 0.000 description 3
- 238000010438 heat treatment Methods 0.000 description 3
- 229910052500 inorganic mineral Inorganic materials 0.000 description 3
- 239000011707 mineral Substances 0.000 description 3
- 229910052760 oxygen Inorganic materials 0.000 description 3
- 239000001301 oxygen Substances 0.000 description 3
- 230000002085 persistent effect Effects 0.000 description 3
- 230000002285 radioactive effect Effects 0.000 description 3
- MHAJPDPJQMAIIY-UHFFFAOYSA-N Hydrogen peroxide Chemical compound OO MHAJPDPJQMAIIY-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- PWHULOQIROXLJO-UHFFFAOYSA-N Manganese Chemical compound [Mn] PWHULOQIROXLJO-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- RAHZWNYVWXNFOC-UHFFFAOYSA-N Sulphur dioxide Chemical compound O=S=O RAHZWNYVWXNFOC-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 150000004649 carbonic acid derivatives Chemical class 0.000 description 2
- QBWCMBCROVPCKQ-UHFFFAOYSA-N chlorous acid Chemical class OCl=O QBWCMBCROVPCKQ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 150000001875 compounds Chemical class 0.000 description 2
- JEIPFZHSYJVQDO-UHFFFAOYSA-N iron(III) oxide Inorganic materials O=[Fe]O[Fe]=O JEIPFZHSYJVQDO-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 230000003647 oxidation Effects 0.000 description 2
- 238000007254 oxidation reaction Methods 0.000 description 2
- 230000001590 oxidative effect Effects 0.000 description 2
- NIFIFKQPDTWWGU-UHFFFAOYSA-N pyrite Chemical compound [Fe+2].[S-][S-] NIFIFKQPDTWWGU-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 238000011084 recovery Methods 0.000 description 2
- BZSXEZOLBIJVQK-UHFFFAOYSA-N 2-methylsulfonylbenzoic acid Chemical compound CS(=O)(=O)C1=CC=CC=C1C(O)=O BZSXEZOLBIJVQK-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- ZSLUVFAKFWKJRC-IGMARMGPSA-N 232Th Chemical compound [232Th] ZSLUVFAKFWKJRC-IGMARMGPSA-N 0.000 description 1
- CWYNVVGOOAEACU-UHFFFAOYSA-N Fe2+ Chemical compound [Fe+2] CWYNVVGOOAEACU-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- VTLYFUHAOXGGBS-UHFFFAOYSA-N Fe3+ Chemical compound [Fe+3] VTLYFUHAOXGGBS-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 229910052776 Thorium Inorganic materials 0.000 description 1
- 229910010413 TiO 2 Inorganic materials 0.000 description 1
- WZECUPJJEIXUKY-UHFFFAOYSA-N [O-2].[O-2].[O-2].[U+6] Chemical compound [O-2].[O-2].[O-2].[U+6] WZECUPJJEIXUKY-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 238000005273 aeration Methods 0.000 description 1
- 239000000443 aerosol Substances 0.000 description 1
- 229910052626 biotite Inorganic materials 0.000 description 1
- 244000309464 bull Species 0.000 description 1
- WUKWITHWXAAZEY-UHFFFAOYSA-L calcium difluoride Chemical compound [F-].[F-].[Ca+2] WUKWITHWXAAZEY-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 1
- 238000012512 characterization method Methods 0.000 description 1
- 229910001919 chlorite Inorganic materials 0.000 description 1
- 229910052619 chlorite group Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000003818 cinder Substances 0.000 description 1
- 230000000052 comparative effect Effects 0.000 description 1
- 239000012141 concentrate Substances 0.000 description 1
- 230000006378 damage Effects 0.000 description 1
- 238000000354 decomposition reaction Methods 0.000 description 1
- 239000000428 dust Substances 0.000 description 1
- 230000007613 environmental effect Effects 0.000 description 1
- 238000001914 filtration Methods 0.000 description 1
- 239000010419 fine particle Substances 0.000 description 1
- 238000010304 firing Methods 0.000 description 1
- 239000010436 fluorite Substances 0.000 description 1
- 239000007789 gas Substances 0.000 description 1
- 238000000227 grinding Methods 0.000 description 1
- 150000002500 ions Chemical class 0.000 description 1
- 235000014413 iron hydroxide Nutrition 0.000 description 1
- SZVJSHCCFOBDDC-UHFFFAOYSA-N iron(II,III) oxide Inorganic materials O=[Fe]O[Fe]O[Fe]=O SZVJSHCCFOBDDC-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- NCNCGGDMXMBVIA-UHFFFAOYSA-L iron(ii) hydroxide Chemical compound [OH-].[OH-].[Fe+2] NCNCGGDMXMBVIA-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 1
- 230000002045 lasting effect Effects 0.000 description 1
- 229910052960 marcasite Inorganic materials 0.000 description 1
- 238000005065 mining Methods 0.000 description 1
- 239000000203 mixture Substances 0.000 description 1
- 239000002245 particle Substances 0.000 description 1
- 229910052655 plagioclase feldspar Inorganic materials 0.000 description 1
- 230000008092 positive effect Effects 0.000 description 1
- 229910052683 pyrite Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000011028 pyrite Substances 0.000 description 1
- 239000010453 quartz Substances 0.000 description 1
- 239000012857 radioactive material Substances 0.000 description 1
- VYPSYNLAJGMNEJ-UHFFFAOYSA-N silicon dioxide Inorganic materials O=[Si]=O VYPSYNLAJGMNEJ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 239000007787 solid Substances 0.000 description 1
- 239000007858 starting material Substances 0.000 description 1
- 150000004763 sulfides Chemical class 0.000 description 1
- 231100000331 toxic Toxicity 0.000 description 1
- 230000002588 toxic effect Effects 0.000 description 1
- 229910000439 uranium oxide Inorganic materials 0.000 description 1
Landscapes
- Inorganic Compounds Of Heavy Metals (AREA)
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Abstract
Изобретение относится к способу извлечения урана из рудного сырья. Способ включает дробление, мокрое измельчение исходного сырья с получением пульпы. Причем в качестве исходного сырья используют руду, содержащую браннерит. После мокрого измельчения проводят сгущение пульпы, сернокислотное выщелачивание и сепарацию пульпы. Верхний слив после сепарации направляют на противоточную сорбцию урана, а нижний слив, содержащий браннеритовую фракцию, подкисляют серной кислотой до 40-80 г/л с получением кислой пульпы с Т:Ж<1:4. Облучают полученную кислую пульпу потоком ускоренных электронов с мощностью поглощенной дозы 1,5-1,6 кГр/с в течение 4-8 мин. Затем выщелачивают уран при перемешивании и температуре 60-70°С в течение 2-3-х часов и сгущают полученную пульпу. При сгущении образуются верхний слив, который подают на выщелачивание исходного сырья, и нижний слив, который направляют в отвал. Техническим результатом является извлечение урана из трудновскрываемого браннеритового рудного сырья. 2 з.п. ф-лы, 7 табл., 1 ил.
Description
Изобретение относится к области гидрометаллургической переработки уранового рудного сырья и может быть использовано при сернокислотном выщелачивании урана из трудновскрываемых (браннеритовых) руд.
Известно, что для выщелачивания урана серной кислотой с приемлемым извлечением, т.е. на 90-95%, из упорной руды месторождения Elliot Lake, содержавшей 0,14% урана в виде уранинита и преимущественно браннерита, требуется присутствие окислителя (хлорат натрия, пероксид водорода) с нагревом до температуры 75°С, остаточной кислотности ~50 г/л и при высокой продолжительности процесса 96 ч (Haque K.E., Ritcey G.M. «Comparison of oxidants for the leaching of uranium ores in sulphuric acid». CI M Bull. 1982, 75, №841, 127).
Основные недостатки способа - необходимость применения окислителей и высокая продолжительность выщелачивания урана, т.е. значительные эксплуатационные, в основном энергетические затраты.
Известен способ обжига трудновскрываемой урановой руды для разрушения браннерита /Г.К.Кривоконева. Новые данные о поведении метамиктного браннерита в процессе термообработки. Записки ВМО, вып.5, стр.254-266/.
Установлено, что при обжиге браннерита в воздушной среде при температурах 600-900°С минерал разлагается с образованием окислов U3O8 и TiO2. Закись-окись урана растворяется в сернокислотных средах примерно в тех же условиях, что и природные оксиды - уранинит и настуран. Поэтому при выщелачивании огарков не требуется жестких условий выщелачивания, необходимых при переработке браннеритовых руд. Кроме того, при осуществлении процесса обжига руды в указанном выше интервале температур содержащиеся в ней сульфиды окисляются с образованием диоксида серы, который частично поглощается содержащимися в руде карбонатами и хлоритами, снижая последующий расход кислоты на выщелачивание.
Основным недостатком этого способа является его неприменимость к радиоактивному рудному сырью. Окислительный обжиг дробленной (или измельченной) руды, содержащей радиоактивные элементы (уран, торий), сопровождается неизбежным образованием высокотоксичных тонкодисперсных твердых частиц радиоактивного материала, аэрозолей и газообразных продуктов распада (родон и др.). Создание и эксплуатация соответствующей пыле- и газоулавливающей системы, отвечающей современным экологическим нормам, связаны с высокими капитальными и энергетическими затратами, обуславливающими нерентабельность переработки радиоактивной руды по данному способу.
В мировой урандобывающей промышленности «сухой» помол, обжиг руды не применяются уже четверть века за исключением двух нигерийских заводов, принадлежащих французским компаниям и расположенных за 250 км от ближайшего населенного пункта почти в центре Сахары.
Наиболее близким, принятым за прототип, является способ гидрометаллургической переработки руд, включающий дробление, мокрое измельчение, сгущение пульпы, деление ее на два потока, выщелачивание железа в одном из них, смешение со вторым, окисление извлеченного железа кислородом воздуха и кислотный перевод урана в раствор серной кислотой. Доля руды в первом потоке, направляемом на выщелачивание железа, составляет 35-70%. Вскрытие железа проводят в области рН 2,0-4,2, кислотный перевод урана в раствор осуществляется вводом дополнительного окислителя, например соединения марганца (IV) и/или трехвалентного железа, поддерживая рН выщелоченной пульпы в пределах рН 1,5-2,5 (Патент РФ №2154121 C22B 60/02, опубликован 08.10.2000).
Основным недостатком данного способа является неэффективный, затратный способ получения окислителя - трехвалентного железа: окисление двухвалентного железа, выщелоченного из руды, кислородом воздуха в слабокислой среде требует продолжительного нагревания и перемешивания (аэрации) пульпы и расхода кислоты на растворение образовавшегося гидроксида железа. Кроме того, на стадии кислотного перевода урана в раствор требуется еще дополнительный расход окислителя, например соединения марганца (IV) и/или трехвалентного железа. Следует отметить ограниченность области применения данного способа только легковскрываемыми рудами, извлечение урана из которых возможно путем так называемого «рН-ного» выщелачивания.
Основные запасы природного урана в России сосредоточены в рудах месторождениий Эльконского района, относящихся в основном к трудновскрываемым, браннеритового типа («Уран России. Сб. докладов научно-технич. совещания 20-21 ноября 2007 г.» Москва, ФГУП ЦНИИАТОМИнформ, 2008 г.).
Техническим результатом предлагаемого изобретения является извлечение урана из упорного, трудновскрываемого (браннеритового) рудного сырья без использования окислителя.
Технический результат изобретения достигается тем, что в способе извлечения урана из рудного сырья, включающего дробление, мокрое измельчение исходного сырья с получением пульпы, в качестве исходного сырья используют руду, содержащую браннерит. После мокрого измельчения проводят сгущение пульпы, а после сернокислотного выщелачивания проводят сепарацию пульпы. Верхний слив после сепарации направляют на противоточную сорбцию урана, а нижний слив, содержащий браннеритовую фракцию, подкисляют серной кислотой до 40-80 г/л с получением кислой пульпы и облучают ее потоком ускоренных электронов с мощностью поглощенной дозы 1,5-1,6 кГр/с в течение 4-8 мин с последующим выщелачиванием урана при температуре 60-70°С в течение 2-3-х часов и сгущением полученной пульпы с образованием верхнего слива, который подают на выщелачивание исходного сырья, и нижнего слива, который направляют в отвал.
Высокое извлечение урана в раствор из упорной браннеритовой фракции происходит в результате радиационно-химического окисления урана и железа под воздействием кратковременного облучения подкисленной пульпы потоком электронов, генерируемых с помощью линейного ускорителя.
Далее приводятся примеры извлечения урана из упорного (браннеритового) рудного сырья по предлагаемому способу. В качестве исходного материала была использована проба (см. табл.1, 2) руды месторождения «Южное» Эльконского района. Уран в пробе представлен легковскрываемыми настураном, коффинитом и трудновскрываемым браннеритом.
| Таблица 2 | |
| Минеральный состав пробы по основным компонентам | |
| Компонент | Содержание, % |
| Калишпат | 43,5 |
| Карбонаты | 15,5 |
| Кварц | 10,0 |
| Плагиоклаз | 9,0 |
| Серицит | 6,0 |
| Пирит, марказит | 5,0 |
| Биотит, хлорит | 3,5 |
| Флюорит | 1,7 |
| Магнетит | 1,0 |
Пробу руды измельчали в шаровой мельнице до крупности - 0,16 мм 100%. Пульпу сгущали до Т:Ж=1:1-1,5. Выщелачивание данной пробы руды серной кислотой проводили в условиях традиционного сернокислотного процесса в присутствии окислителя - диоксида марганца. При расходе MnO2 1%, температуре 60-70°С, рН≥1 (остаточная кислотность 10-15 г/л) в течение 3-х часов степень извлечения урана в раствор составляла 70%.
Степень извлечения урана в раствор рассчитана по содержанию урана в сухом отмытом кеке с учетом выхода последнего, кислотоемкость - с учетом влажности кека после 1-го фильтрования пульпы. По полученным данным установлено присутствие урана в пробе руды в виде легковскрываемых настурана, коффинита (65-70%) и трудновскрываемого браннерита (~30%). При исходной кислотности 42 г/л даже за 4 ч выщелачивания в кеке остается 0,26%. Основные технологические показатели характеризуют руду как упорную и кислотоемкую. Прямое выщелачивание урана из такого сырья нерентабельно.
Для оценки эффективности радиационно-химического воздействия пучка электронов на интенсификацию процесса сернокислотного выщелачивания урана именно из упорной составляющей требовалось предварительно удалить легковскрываемые минеральные компоненты руды, в т.ч. настуран и коффинит, и сконцентрировать браннеритовую фракцию. С этой целью проба была обработана раствором серной кислоты при исходной кислотности 30-40 г/л, температуре 70°С и продолжительности 1 ч. Содержание урана в полученной таким образом браннеритовой фракции №1 составило 0,34%, т.е. 90% урана находилась в виде браннерита.
Пример 1. Браннеритовая фракция №1.
Исходную руду, содержащую браннерит, подвергали мокрому измельчению, затем проводили сгущение пульпы и сернокислотное выщелачивание. После выщелачивания проводили сепарацию пульпы. Верхний слив после сепарации направляли на противоточную сорбцию урана, а нижний слив, содержащий браннеритовую фракцию, подкисляли серной кислотой до 40 г/л и направляли на облучение.
Для последующего сравнения на браннеритовой фракции №1 (0,34% урана) были проведены «холостые» (без облучения) опыты по выщелачиванию урана при исходной концентрации кислоты 75 г/л, механическом перемешивании пульпы, продолжительности 3 ч и температурах 85 и 25°С. Выщелоченную пульпу фильтровали, кек промывали и сушили на воздухе при 105°С до постоянной массы, Степень извлечения урана в раствор рассчитана по содержанию в сухом отмытом кеке. Полученные данные (см. табл.3) показали, что:
- при 85°С в течение 3 ч (при кислотности 72-73 г/л) степень извлечения урана повышается до 91,2%.
- при низкой температуре (25°С) и кислотности также на уровне 70-73 г/л (как и при 85°С) степень извлечения урана в раствор оказалась значительно ниже: соответственно ~46%.
Для облучения пульпы был использован линейный ускоритель электронов типа ЛУЭ-8. Облучение браннеритовой фракции №1 (0,34% урана) в виде кислой пульпы с Т:Ж=1:4 велось при кинетической энергии пучка электронов 6,4 МэВ и постоянной мощности поглощенной дозы, рассчитанной по формуле /Пикаев А.К. «Современная радиационная химия. Основные положения. Экспериментальная техника и методы». М., «Наука». 1985 г., с.297/:
Дм=ηIE/m=0,95·25·10-6·6,4·106/0,1=1,52 кГр/с,
где η - коэффициент, равный отношению поглощенной в образце энергии пучка к запасенной в пучке энергии, для пульпы принято η=0,95, I=25 мкА, Е=6,4 МэВ, m - масса пульпы 0,1 кг. Облучение проводилось при исходной концентрации кислоты в жидкой фазе пульпы 40 и 80 г/л в течение 8 и 3,5 мин, т.е. при поглощенной дозе 730 и 320 кГр. В ходе облучения температура пульпы повышалась от 37 до 88 (8 мин) и до 76°С (4 мин).
Кислую пульпу после облучения обрабатывали в течение 1-3-х часов при механическом перемешивании и температуре 70°С. Выщелоченную пульпу сепарировали, верхний слив - оборотный раствор, подавали на выщелачивание исходного сырья. Нижний слив направляли в отвал. Пробу выщелоченной пульпы фильтровали, кек промывали и сушили на воздухе до постоянной массы (см. табл.4).
Данные табл.4 показывают, что при остаточной концентрации кислоты 37-40 г/л степень извлечения урана в раствор повышается до 91%. При кислотности 74 г/л процесс выщелачивания практически завершается: в кеке остается всего 0,015% урана, что соответствует степени извлечения урана в раствор на уровне 96%. Кислотоемкость при этом - не более 6%. Сокращение продолжительности облучения до 3,5 мин приводит лишь к незначительному снижению степени извлечения урана до ~95%.
| Таблица 4 | |||||||||
| Условия и результаты экспериментов по выщелачиванию облученной пульпы браннеритовой фракции №1. | |||||||||
| τ - продолжительность облучения, Е - сквозная степень извлечения урана в раствор (по кеку), К - кислотоемкость | |||||||||
| №№ оп.п.п. | Условия | Жидкая фаза пульпы | С.О. кек, % | Е, % | К, % | ||||
| τ, мин | Исх. H2SO4, г/л | U, г/л | H2SO4, г/л | О-ВП, мВ | Выход | U | |||
| 7 | 8 | 40 | 0,12 | 40,0 | 420 | 85,3 | 0,035 | 91,3 | 3,0 |
| 8 | 8 | 0,18 | 37,5 | 86,7 | 0,032 | 91,3 | 4,0 | ||
| 9 | 8 | 80 | 0,10 | 73,8 | 84,8 | 0,015 | 96,4 | 6,0 | |
| 10 | 4 | 0,10 | 76,0 | 440 | 86,8 | 0,020 | 94,9 | 6,0 | |
В ходе даже кратковременного облучения исходной пульпы в раствор переходит (в зависимости от кислотности) основная масса урана - от 60 до 80% (см. табл.5).
| Таблица 5 | |||||||
| Характеристика жидкой фазы пульпы непосредственно после облучения в течение 8 мин. Степень извлечения урана: | |||||||
| Е1 - в жидкую фазу пульпы после облучения, Е2 - в жидкую фазу пульпы после выщелачивания при 70°С в течение 3-х ч | |||||||
| №№ оп.п.п. | Исх. H2SO4, г/л | Жидкая фаза пульпы | E1, % | Е2, % | К, % | ||
| U, г/л | H2SO4, г/л | О-ВП, мВ | |||||
| 7 | 40 | 0,42 | 38,5 | 470 | 60,9 | 30,4 | 2,1 |
| 9 | 80 | 0,54 | 71,6 | 480 | 78,3 | 18,1 | 3,8 |
Таким образом, кратковременное облучение (3,5-8 мин) кислой пульпы при мощности поглощенной дозы 1,5 кГр/с обеспечило получение высокой степени извлечения урана в раствор - на 95-96%, при последующем выщелачивании упорной браннеритовой фракции руды. По сравнению с необлученной пульпой упорной браннеритовой фракции №1 (см. табл.3) при прочих равных условиях степень извлечения урана в раствор после облучения пульпы повысилась на ~5%.
Пример 2. Браннеритовая фракция №2.
Более упорную браннеритовую фракцию №2, с большим исходным содержанием браннерита и 0,23% урана, готовили аналогично (см. выше). Необходимые для сравнительной оценки эффекта облучения «холостые» опыты также проводили при исходном Т:Ж=1:4, концентрации кислоты 40 г/л, механическом перемешивании, температуре 70-75°С и (см. табл.6) продолжительности выщелачивания 0,5-3 ч без и в присутствии окислителя - пероксида марганца (72% MnO2). Расход окислителя - 1% в пересчете на MnO2.
Из данных табл.6 следует, что без окислителя процесс выщелачивания урана протекает с невысокой скоростью. За 3 ч в раствор переходит только ~60% урана. Остаточная кислотность составляет ~36 г/л, величина 0-ВП 410 мв. В присутствие окислителя, как и следовало ожидать, повышается величина O-ВП (до 480-500 мВ) и без заметного снижения кислотности процесс выщелачивания протекает интенсивнее и степень извлечения урана повышается на 15-20%, достигая за 3 ч ~74%. В этом случае ионов Fe2+ в растворе не обнаружено. Все железо (0,05 г/л) независимо от продолжительности выщелачивания находится в трехвалентном состоянии. Облучение браннеритовой фракции №2 в виде кислой пульпы с Т:Ж=1:4 (навеска 25 г) велось при кинетической энергии пучка электронов 6,4 МэВ, постоянной мощности поглощенной дозы 1,5 кГр/с и исходной концентрации кислоты 40 г/л. Влияние продолжительности процессов облучения (3,5 и 8 мин) при концентрации серной кислоты 40 г/л и выщелачивания облученной пульпы на степень извлечения урана в раствор показано в табл.6. Температура пульпы в ходе облучения повышалась от 40 до 88°С.
| Таблица 6 | ||||||||||
| Выщелачивание урана из необлученной браннеритовой фракции №2 серной кислотой концентрации 40 г/л, температуре 70-75°С в зависимости от продолжительности и присутствия окислителя - диоксида марганца | ||||||||||
| №№ оп. п.п. |
Условия | Жидкая фаза пульпы | С.О. кек, % | Е, % | К, % | № | ||||
| MnO2, % | τ, мин | U, г/л | H2SO4, г/л | O-ВП, мВ | Выход | U | ||||
| 9 | - | 30 | 0,24 | 38,7 | 420 | 91,0 | 0,160 | 36,8 | 0,9 | 8 |
| 10 | 60 | 0,24 | 34,5 | 420 | 91,2 | 0,140 | 43,5 | 1,0 | 9 | |
| 11 | 180 | 0,34 | 35,8 | 410 | 91,8 | 0,100 | 59,6 | 1,2 | 10 | |
| 9 | 1,0 | 30 | 0,36 | 40,8 | 540 | 91,3 | 0,100 | 59,6 | 1,8 | 7п |
| 10 | 60 | 0,37 | 32,0 | 500 | 91,2 | 0,079 | 68,2 | 2,4 | 8п | |
| 11 | 180 | 0,39 | 31,9 | 480 | 91,6 | 0,066 | 74,3 | 2,6 | 9п | |
Уран из облученной пульпы выщелачивали при механическом перемешивании и температуре 70-75°С в течение 0,5-3 ч (см. чертеж).
С увеличением продолжительности выщелачивания степень извлечения урана в раствор повышалась с 74 до 86%. Основная масса урана переходила в раствор уже в ходе облучения. Остаточная концентрация кислоты практически оставалась постоянной (~38 г/л). Сокращение продолжительности облучения с 8 до 3,5 мин лишь незначительно повлияло на снижение степени извлечения урана (<2%) при неизменной кислотности (~38 г/л). Величина 0-ВП оказалась даже несколько ниже, чем в «холостых» опытах с окислителем (табл.4). В то же время железо (окислитель урана) независимо от продолжительности облучения и выщелачивания полностью перешло в раствор в окисленной до 3-х валентного состояния форме. Кислотоемкость твердого облученной пульпы после выщелачивания (табл.7) лишь на ~2% превысила полученную без облучения (табл.6). Высокая степень извлечения урана в раствор - на уровне 90% достигнута при кислотности пульпы около 40 г/л. Для практически полного извлечения урана в раствор кислотность должна быть повышена до 60-70 г/л (см. табл.4).
| Таблица 7 | |||||||||
| Условия и результаты облучения кислой пульпы (Т:Ж=1: 4) после выщелачивания урана при исходной концентрации серной кислоты 40 г/л и температуре 70°С, | |||||||||
| Е - степень извлечения урана в раствор, К - кислотоемкость | |||||||||
| №№ оп.п.п. | Время, мин | Жидкая фаза пульпы | С.О. кек, % | Е, % | К, % | ||||
| облучения | Выщелачивания | U, г/л | H2SO4, г/л | O-ВП, мВ | Выход | U | |||
| 11 | 8 | 30 | 0,145 | 39,2 | 460 | 77,8 | 0,075 | 74,1 | 2,0 |
| 12 | 8 | 60 | 0,170 | 39,0 | 450 | 81,9 | 0,064 | 77,6 | 3,0 |
| 13 | 8 | 180 | 0,170 | 37,8 | 450 | 82,2 | 0,041 | 86,2 | 3,0 |
| 14 | 4 | 180 | 0,175 | 38,3 | 440 | 82,2 | 0,046 | 84,5 | 4,5 |
Положительный эффект кратковременного (≤8 мин) облучения пульпы потоком электронов при температуре 37-88°С и сравнительно невысокой (40 г/л) концентрации кислоты проявился (см. табл.6, 7) в приросте степени извлечения урана в раствор после 3-х часового (70°С) выщелачивания на:
- 11,9 в присутствии окислителя (1% диоксид марганца),
- 26,6% без окислителя.
Еще весомее этот эффект становится при сокращении продолжительности выщелачивания.
На чертеже показана зависимость степени извлечения урана в раствор (Е, %) от продолжительности выщелачивания при концентрации серной кислоты и температуре 70°С для облученной в течение 8 мин (ряд 1) и необлученной пульпы с окислителем (ряд 2) и без окислителя (ряд 3) (по данным табл.6 и 7). При продолжительности выщелачивания 15 мин (см. чертеж) из предварительно облученной пульпы переходит в раствор 70% урана, в то время как из необлученной с окислителем только 30, а без окислителя - всего 18%. В этом случае прирост извлечения урана за счет облучения достигает 40 и 52% соответственно. Рассчитанная графическим путем по начальным участкам кривых (см. чертеж) за одинаковое время 8 мин скорость процесса выщелачивания урана составляет для:
- облученной пульпы (извлечение 60%) - 4 мг U/мин,
- пульпы в присутствии окислителя (извлечение 15%) - 1 мг U/мин,
- пульпы без окислителя (извлечение 9%) - 0,6 мг U/мин.
Скорость выщелачивания урана из облученной пульпы браннеритовой фракции при прочих равных условиях в 6-7 раз выше, чем из необлученной. Добавки окислителя - диоксида марганца - к пульпе несколько ускоряют процесс выщелачивания, но и в этом случае извлечение урана из облученной пульпы происходит в 4 раза быстрее.
Таким образом, кратковременное облучение кислой пульпы упорной браннеритовой фракции №2 обеспечивает интенсификацию процесса последующего выщелачивания без использования окислителей (кислород воздуха, диоксид марганца и др.) с приростом степени извлечения урана в раствор на 10-15% по сравнению с необлученной пульпой.
Claims (3)
1. Способ извлечения урана из рудного сырья, включающий дробление, мокрое измельчение исходного сырья с получением пульпы, сернокислотное выщелачивание с получением пульпы, отличающийся тем, что в качестве исходного сырья используют руду, содержащую браннерит, после мокрого измельчения проводят сгущение пульпы, а после сернокислотного выщелачивания проводят сепарацию пульпы, верхний слив после сепарации направляют на противоточную сорбцию урана, а нижний слив, содержащий браннеритовую фракцию, подкисляют серной кислотой до 40-80 г/л с получением кислой пульпы и облучают ее потоком ускоренных электронов с мощностью поглощенной дозы 1,5-1,6 кГр/с в течение 4-8 мин с последующим выщелачиванием урана и сгущением полученной пульпы с образованием верхнего слива, который подают на выщелачивание исходного сырья, и нижнего слива, который направляют в отвал.
2. Способ по п.1, отличающийся тем, что облучению подвергают браннеритовую фракцию в виде кислой пульпы с Т:Ж<1:4.
3. Способ по п.1, отличающийся тем, что облученную пульпу выщелачивают при перемешивании и температуре 60-70°С в течение 2-3 ч.
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU2009104166/02A RU2393255C1 (ru) | 2009-02-09 | 2009-02-09 | Способ извлечения урана из рудного сырья |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU2009104166/02A RU2393255C1 (ru) | 2009-02-09 | 2009-02-09 | Способ извлечения урана из рудного сырья |
Publications (1)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| RU2393255C1 true RU2393255C1 (ru) | 2010-06-27 |
Family
ID=42683630
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| RU2009104166/02A RU2393255C1 (ru) | 2009-02-09 | 2009-02-09 | Способ извлечения урана из рудного сырья |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| RU (1) | RU2393255C1 (ru) |
Cited By (2)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| RU2543122C2 (ru) * | 2012-09-27 | 2015-02-27 | Федеральное государственное автономное образовательное учреждение высшего профессионального образования "Национальный исследовательский ядерный университет "МИФИ" | Способ переработки упорных урановых руд, содержащих браннерит |
| RU2590737C1 (ru) * | 2015-02-13 | 2016-07-10 | Акционерное общество "Ведущий научно-исследовательский институт химической технологии" | Способ извлечения урана |
Citations (6)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| US4652309A (en) * | 1986-06-16 | 1987-03-24 | Bodine Albert G | Sonic method and apparatus for heap leaching |
| FR2691649A1 (fr) * | 1992-05-29 | 1993-12-03 | Extramet Sa | Procédé de décontamination des terres polluées par des métaux. |
| RU97115398A (ru) * | 1997-09-16 | 1999-07-20 | В.С. Богданов | Способ и устройство для добычи драгоценных металлов |
| RU2154121C2 (ru) * | 1998-06-30 | 2000-08-10 | Акционерное общество открытого типа "Приаргунское производственное горно-химическое объединение" | Способ вскрытия урановых руд |
| RU2245379C1 (ru) * | 2003-05-22 | 2005-01-27 | Федеральное государственное унитарное предприятие "Центральный научно-исследовательский геологоразведочный институт цветных и благородных металлов" (ФГУП "ЦНИГРИ") | Способ интенсификации выщелачивания золота |
| RU2326177C1 (ru) * | 2006-08-14 | 2008-06-10 | Российская Федерация, от имени которой выступает Государственный заказчик - Федеральное агентство по атомной энергии | Способ извлечения урана из руд |
-
2009
- 2009-02-09 RU RU2009104166/02A patent/RU2393255C1/ru not_active IP Right Cessation
Patent Citations (6)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| US4652309A (en) * | 1986-06-16 | 1987-03-24 | Bodine Albert G | Sonic method and apparatus for heap leaching |
| FR2691649A1 (fr) * | 1992-05-29 | 1993-12-03 | Extramet Sa | Procédé de décontamination des terres polluées par des métaux. |
| RU97115398A (ru) * | 1997-09-16 | 1999-07-20 | В.С. Богданов | Способ и устройство для добычи драгоценных металлов |
| RU2154121C2 (ru) * | 1998-06-30 | 2000-08-10 | Акционерное общество открытого типа "Приаргунское производственное горно-химическое объединение" | Способ вскрытия урановых руд |
| RU2245379C1 (ru) * | 2003-05-22 | 2005-01-27 | Федеральное государственное унитарное предприятие "Центральный научно-исследовательский геологоразведочный институт цветных и благородных металлов" (ФГУП "ЦНИГРИ") | Способ интенсификации выщелачивания золота |
| RU2326177C1 (ru) * | 2006-08-14 | 2008-06-10 | Российская Федерация, от имени которой выступает Государственный заказчик - Федеральное агентство по атомной энергии | Способ извлечения урана из руд |
Non-Patent Citations (1)
| Title |
|---|
| НЕСТЕРОВ К.Н. и др. Интенсивная регенерация окислителя в процессе сернокислотного выщелачивания урана. Тезисы докладов второго международного симпозиума «Уран - ресурсы, производство». - М.: 2008, с.87. * |
Cited By (2)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| RU2543122C2 (ru) * | 2012-09-27 | 2015-02-27 | Федеральное государственное автономное образовательное учреждение высшего профессионального образования "Национальный исследовательский ядерный университет "МИФИ" | Способ переработки упорных урановых руд, содержащих браннерит |
| RU2590737C1 (ru) * | 2015-02-13 | 2016-07-10 | Акционерное общество "Ведущий научно-исследовательский институт химической технологии" | Способ извлечения урана |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| Shibayama et al. | Treatment of smelting residue for arsenic removal and recovery of copper using pyro–hydrometallurgical process | |
| RU2618004C1 (ru) | Способ извлечения фосфора и кальция и смесь, полученная этим способом | |
| CN111996383B (zh) | 一种搭配高砷物料分离铜渣中砷的方法 | |
| JP6707466B2 (ja) | 硫黄回収を伴う選択的な希土類抽出を行う系および方法 | |
| Ma et al. | Detoxification and reclamation of hydrometallurgical arsenic-and trace metals-bearing gypsum via hydrothermal recrystallization in acid solution | |
| US20240417822A1 (en) | Alkaline Oxidation Methods and Systems for Recovery of Metals from Ores | |
| Migeon et al. | Molybdenum isotope fractionation during acid leaching of a granitic uranium ore | |
| CN110029218B (zh) | 黄金矿山含氰尾矿渣综合利用方法 | |
| CN111996364A (zh) | 一种从氰化尾渣中回收金并同步磁化铁的方法 | |
| CN114737059A (zh) | 一种采用无氧焙烧-过硫酸盐浸出联合技术处理氰化尾渣的方法 | |
| RU2393255C1 (ru) | Способ извлечения урана из рудного сырья | |
| RU2120486C1 (ru) | Способ извлечения золота из упорных руд, концентратов и вторичного сырья | |
| CN112119170A (zh) | 用于从工业矿物残渣中回收有色金属的方法 | |
| RU2398903C1 (ru) | Способ переработки упорных урановых содержащих пирит и благородные металлы материалов для извлечения урана и получения концентрата благородных металлов | |
| RU2543122C2 (ru) | Способ переработки упорных урановых руд, содержащих браннерит | |
| RU2361937C1 (ru) | Способ подготовки упорных сульфидных руд и концентратов к выщелачиванию | |
| Han et al. | Interaction mechanism of cyanide with pyrite during the cyanidation of pyrite and the decyanation of pyrite cyanide residues by chemical oxidation | |
| RU2627835C2 (ru) | Способ комплексной переработки пиритсодержащего сырья | |
| Li et al. | Preparation of ZnSO4· 7H2O and separation of zinc from blast furnace sludge by leaching-purification-crystallization method | |
| Sahu et al. | Extraction of copper by leaching of electrostatic precipitator dust and two step removal of arsenic from the leach liquor | |
| US2925321A (en) | Extraction of uranium from lignite ores | |
| US12157931B2 (en) | Method for co-extraction of vanadium, titanium and chromium from vanadium slag | |
| RU2680767C1 (ru) | Способ переработки железосодержащего шлама | |
| Chirila et al. | Characterization of the electric arc furnace dust | |
| CN115011803A (zh) | 一种高砷含锗中和渣还原转化焙烧脱砷方法 |
Legal Events
| Date | Code | Title | Description |
|---|---|---|---|
| MM4A | The patent is invalid due to non-payment of fees |
Effective date: 20200210 |