RU2543122C2 - Способ переработки упорных урановых руд, содержащих браннерит - Google Patents
Способ переработки упорных урановых руд, содержащих браннерит Download PDFInfo
- Publication number
- RU2543122C2 RU2543122C2 RU2012141427/02A RU2012141427A RU2543122C2 RU 2543122 C2 RU2543122 C2 RU 2543122C2 RU 2012141427/02 A RU2012141427/02 A RU 2012141427/02A RU 2012141427 A RU2012141427 A RU 2012141427A RU 2543122 C2 RU2543122 C2 RU 2543122C2
- Authority
- RU
- Russia
- Prior art keywords
- uranium
- ore
- solution
- leaching
- gold
- Prior art date
Links
- 229910052770 Uranium Inorganic materials 0.000 title claims abstract description 86
- JFALSRSLKYAFGM-UHFFFAOYSA-N uranium(0) Chemical compound [U] JFALSRSLKYAFGM-UHFFFAOYSA-N 0.000 title claims abstract description 86
- 238000000034 method Methods 0.000 title claims abstract description 42
- 238000012545 processing Methods 0.000 title claims abstract description 15
- 238000002386 leaching Methods 0.000 claims abstract description 59
- PCHJSUWPFVWCPO-UHFFFAOYSA-N gold Chemical compound [Au] PCHJSUWPFVWCPO-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 57
- 229910052737 gold Inorganic materials 0.000 claims abstract description 57
- 239000010931 gold Substances 0.000 claims abstract description 57
- QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N Sulfuric acid Chemical compound OS(O)(=O)=O QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 43
- MIMUSZHMZBJBPO-UHFFFAOYSA-N 6-methoxy-8-nitroquinoline Chemical compound N1=CC=CC2=CC(OC)=CC([N+]([O-])=O)=C21 MIMUSZHMZBJBPO-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 27
- 239000007800 oxidant agent Substances 0.000 claims abstract description 15
- FAPWRFPIFSIZLT-UHFFFAOYSA-M Sodium chloride Chemical compound [Na+].[Cl-] FAPWRFPIFSIZLT-UHFFFAOYSA-M 0.000 claims abstract description 12
- 230000008569 process Effects 0.000 claims abstract description 11
- 239000011780 sodium chloride Substances 0.000 claims abstract description 6
- QGZKDVFQNNGYKY-UHFFFAOYSA-N Ammonia Chemical compound N QGZKDVFQNNGYKY-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 4
- 239000002245 particle Substances 0.000 claims description 6
- 238000002203 pretreatment Methods 0.000 claims description 5
- NIFIFKQPDTWWGU-UHFFFAOYSA-N pyrite Chemical compound [Fe+2].[S-][S-] NIFIFKQPDTWWGU-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 5
- 229910052683 pyrite Inorganic materials 0.000 claims description 5
- 239000011028 pyrite Substances 0.000 claims description 5
- LXPCOISGJFXEJE-UHFFFAOYSA-N oxifentorex Chemical compound C=1C=CC=CC=1C[N+](C)([O-])C(C)CC1=CC=CC=C1 LXPCOISGJFXEJE-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 4
- 238000000227 grinding Methods 0.000 claims description 3
- 239000002244 precipitate Substances 0.000 claims description 3
- CWYNVVGOOAEACU-UHFFFAOYSA-N Fe2+ Chemical class [Fe+2] CWYNVVGOOAEACU-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 2
- -1 gold Chemical compound 0.000 claims description 2
- 238000000605 extraction Methods 0.000 abstract description 39
- 238000004519 manufacturing process Methods 0.000 abstract description 11
- 239000003153 chemical reaction reagent Substances 0.000 abstract description 10
- 230000004913 activation Effects 0.000 abstract description 7
- GRYLNZFGIOXLOG-UHFFFAOYSA-N Nitric acid Chemical compound O[N+]([O-])=O GRYLNZFGIOXLOG-UHFFFAOYSA-N 0.000 abstract description 6
- 229910017604 nitric acid Inorganic materials 0.000 abstract description 6
- 230000000694 effects Effects 0.000 abstract description 5
- 229910000510 noble metal Inorganic materials 0.000 abstract description 5
- 239000002994 raw material Substances 0.000 abstract description 4
- 239000000706 filtrate Substances 0.000 abstract description 2
- 229910021529 ammonia Inorganic materials 0.000 abstract 1
- 238000010276 construction Methods 0.000 abstract 1
- 230000001590 oxidative effect Effects 0.000 abstract 1
- 238000004321 preservation Methods 0.000 abstract 1
- 239000000047 product Substances 0.000 abstract 1
- 239000013049 sediment Substances 0.000 abstract 1
- 239000000126 substance Substances 0.000 abstract 1
- 235000011149 sulphuric acid Nutrition 0.000 abstract 1
- 239000001117 sulphuric acid Substances 0.000 abstract 1
- 239000000243 solution Substances 0.000 description 81
- 238000003756 stirring Methods 0.000 description 13
- 239000000203 mixture Substances 0.000 description 11
- 238000001994 activation Methods 0.000 description 7
- XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N Iron Chemical compound [Fe] XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 6
- QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-L Sulfate Chemical compound [O-]S([O-])(=O)=O QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 6
- 239000007864 aqueous solution Substances 0.000 description 6
- 239000010970 precious metal Substances 0.000 description 6
- 150000004761 hexafluorosilicates Chemical class 0.000 description 5
- 238000004458 analytical method Methods 0.000 description 4
- 239000012141 concentrate Substances 0.000 description 4
- 239000000463 material Substances 0.000 description 4
- 239000000843 powder Substances 0.000 description 4
- VYPSYNLAJGMNEJ-UHFFFAOYSA-N Silicium dioxide Chemical compound O=[Si]=O VYPSYNLAJGMNEJ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- XUIMIQQOPSSXEZ-UHFFFAOYSA-N Silicon Chemical compound [Si] XUIMIQQOPSSXEZ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- QVGXLLKOCUKJST-UHFFFAOYSA-N atomic oxygen Chemical compound [O] QVGXLLKOCUKJST-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- 150000001875 compounds Chemical class 0.000 description 3
- 238000005188 flotation Methods 0.000 description 3
- 239000001301 oxygen Substances 0.000 description 3
- 229910052760 oxygen Inorganic materials 0.000 description 3
- 238000001556 precipitation Methods 0.000 description 3
- 238000011084 recovery Methods 0.000 description 3
- 238000000926 separation method Methods 0.000 description 3
- 229910052710 silicon Inorganic materials 0.000 description 3
- 239000010703 silicon Substances 0.000 description 3
- 239000007790 solid phase Substances 0.000 description 3
- 238000005406 washing Methods 0.000 description 3
- XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N water Substances O XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- QGZKDVFQNNGYKY-UHFFFAOYSA-O Ammonium Chemical compound [NH4+] QGZKDVFQNNGYKY-UHFFFAOYSA-O 0.000 description 2
- MHAJPDPJQMAIIY-UHFFFAOYSA-N Hydrogen peroxide Chemical compound OO MHAJPDPJQMAIIY-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- DGAQECJNVWCQMB-PUAWFVPOSA-M Ilexoside XXIX Chemical compound C[C@@H]1CC[C@@]2(CC[C@@]3(C(=CC[C@H]4[C@]3(CC[C@@H]5[C@@]4(CC[C@@H](C5(C)C)OS(=O)(=O)[O-])C)C)[C@@H]2[C@]1(C)O)C)C(=O)O[C@H]6[C@@H]([C@H]([C@@H]([C@H](O6)CO)O)O)O.[Na+] DGAQECJNVWCQMB-PUAWFVPOSA-M 0.000 description 2
- RTAQQCXQSZGOHL-UHFFFAOYSA-N Titanium Chemical compound [Ti] RTAQQCXQSZGOHL-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 239000002253 acid Substances 0.000 description 2
- 229910045601 alloy Inorganic materials 0.000 description 2
- 239000000956 alloy Substances 0.000 description 2
- 229910052782 aluminium Inorganic materials 0.000 description 2
- XAGFODPZIPBFFR-UHFFFAOYSA-N aluminium Chemical compound [Al] XAGFODPZIPBFFR-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 230000000536 complexating effect Effects 0.000 description 2
- 239000008139 complexing agent Substances 0.000 description 2
- 238000010438 heat treatment Methods 0.000 description 2
- 229910052500 inorganic mineral Inorganic materials 0.000 description 2
- NUJOXMJBOLGQSY-UHFFFAOYSA-N manganese dioxide Chemical compound O=[Mn]=O NUJOXMJBOLGQSY-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 239000011707 mineral Substances 0.000 description 2
- 235000012239 silicon dioxide Nutrition 0.000 description 2
- 239000011734 sodium Substances 0.000 description 2
- 229910052708 sodium Inorganic materials 0.000 description 2
- LPXPTNMVRIOKMN-UHFFFAOYSA-M sodium nitrite Chemical compound [Na+].[O-]N=O LPXPTNMVRIOKMN-UHFFFAOYSA-M 0.000 description 2
- 239000007787 solid Substances 0.000 description 2
- YIIYNAOHYJJBHT-UHFFFAOYSA-N uranium;dihydrate Chemical compound O.O.[U] YIIYNAOHYJJBHT-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- TVEXGJYMHHTVKP-UHFFFAOYSA-N 6-oxabicyclo[3.2.1]oct-3-en-7-one Chemical compound C1C2C(=O)OC1C=CC2 TVEXGJYMHHTVKP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- OYPRJOBELJOOCE-UHFFFAOYSA-N Calcium Chemical compound [Ca] OYPRJOBELJOOCE-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- FBOZXECLQNJBKD-ZDUSSCGKSA-N L-methotrexate Chemical compound C=1N=C2N=C(N)N=C(N)C2=NC=1CN(C)C1=CC=C(C(=O)N[C@@H](CCC(O)=O)C(O)=O)C=C1 FBOZXECLQNJBKD-ZDUSSCGKSA-N 0.000 description 1
- FYYHWMGAXLPEAU-UHFFFAOYSA-N Magnesium Chemical compound [Mg] FYYHWMGAXLPEAU-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 239000002202 Polyethylene glycol Substances 0.000 description 1
- ZLMJMSJWJFRBEC-UHFFFAOYSA-N Potassium Chemical compound [K] ZLMJMSJWJFRBEC-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 229910004298 SiO 2 Inorganic materials 0.000 description 1
- UCKMPCXJQFINFW-UHFFFAOYSA-N Sulphide Chemical compound [S-2] UCKMPCXJQFINFW-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 231100000987 absorbed dose Toxicity 0.000 description 1
- 230000002378 acidificating effect Effects 0.000 description 1
- 239000000443 aerosol Substances 0.000 description 1
- 150000001298 alcohols Chemical class 0.000 description 1
- 239000012670 alkaline solution Substances 0.000 description 1
- 230000008901 benefit Effects 0.000 description 1
- 230000015572 biosynthetic process Effects 0.000 description 1
- 239000011575 calcium Substances 0.000 description 1
- 229910052791 calcium Inorganic materials 0.000 description 1
- 230000003197 catalytic effect Effects 0.000 description 1
- KXZJHVJKXJLBKO-UHFFFAOYSA-N chembl1408157 Chemical compound N=1C2=CC=CC=C2C(C(=O)O)=CC=1C1=CC=C(O)C=C1 KXZJHVJKXJLBKO-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 230000001143 conditioned effect Effects 0.000 description 1
- NMGYKLMMQCTUGI-UHFFFAOYSA-J diazanium;titanium(4+);hexafluoride Chemical compound [NH4+].[NH4+].[F-].[F-].[F-].[F-].[F-].[F-].[Ti+4] NMGYKLMMQCTUGI-UHFFFAOYSA-J 0.000 description 1
- 238000005516 engineering process Methods 0.000 description 1
- 238000002474 experimental method Methods 0.000 description 1
- 239000010433 feldspar Substances 0.000 description 1
- 239000010419 fine particle Substances 0.000 description 1
- 239000007789 gas Substances 0.000 description 1
- 238000009854 hydrometallurgy Methods 0.000 description 1
- 239000012535 impurity Substances 0.000 description 1
- 238000012994 industrial processing Methods 0.000 description 1
- 230000003993 interaction Effects 0.000 description 1
- 229910052742 iron Inorganic materials 0.000 description 1
- 229910052746 lanthanum Inorganic materials 0.000 description 1
- FZLIPJUXYLNCLC-UHFFFAOYSA-N lanthanum atom Chemical compound [La] FZLIPJUXYLNCLC-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 239000011777 magnesium Substances 0.000 description 1
- 229910052749 magnesium Inorganic materials 0.000 description 1
- WPBNNNQJVZRUHP-UHFFFAOYSA-L manganese(2+);methyl n-[[2-(methoxycarbonylcarbamothioylamino)phenyl]carbamothioyl]carbamate;n-[2-(sulfidocarbothioylamino)ethyl]carbamodithioate Chemical compound [Mn+2].[S-]C(=S)NCCNC([S-])=S.COC(=O)NC(=S)NC1=CC=CC=C1NC(=S)NC(=O)OC WPBNNNQJVZRUHP-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 1
- 238000005065 mining Methods 0.000 description 1
- 238000003947 neutron activation analysis Methods 0.000 description 1
- 150000002903 organophosphorus compounds Chemical class 0.000 description 1
- 230000003647 oxidation Effects 0.000 description 1
- 238000007254 oxidation reaction Methods 0.000 description 1
- 229920001223 polyethylene glycol Polymers 0.000 description 1
- 230000008092 positive effect Effects 0.000 description 1
- 239000011591 potassium Substances 0.000 description 1
- 229910052700 potassium Inorganic materials 0.000 description 1
- NNFCIKHAZHQZJG-UHFFFAOYSA-N potassium cyanide Chemical compound [K+].N#[C-] NNFCIKHAZHQZJG-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 238000002360 preparation method Methods 0.000 description 1
- 239000010453 quartz Substances 0.000 description 1
- 230000002285 radioactive effect Effects 0.000 description 1
- 229910052761 rare earth metal Inorganic materials 0.000 description 1
- 150000003839 salts Chemical class 0.000 description 1
- FKTOIHSPIPYAPE-UHFFFAOYSA-N samarium(iii) oxide Chemical compound [O-2].[O-2].[O-2].[Sm+3].[Sm+3] FKTOIHSPIPYAPE-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 229910052604 silicate mineral Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000000377 silicon dioxide Substances 0.000 description 1
- 235000010288 sodium nitrite Nutrition 0.000 description 1
- 238000001179 sorption measurement Methods 0.000 description 1
- 239000007858 starting material Substances 0.000 description 1
- 230000008719 thickening Effects 0.000 description 1
- 239000010936 titanium Substances 0.000 description 1
- 229910052719 titanium Inorganic materials 0.000 description 1
- 231100000331 toxic Toxicity 0.000 description 1
- 230000002588 toxic effect Effects 0.000 description 1
- 229910000442 triuranium octoxide Inorganic materials 0.000 description 1
- 229910052720 vanadium Inorganic materials 0.000 description 1
- GPPXJZIENCGNKB-UHFFFAOYSA-N vanadium Chemical compound [V]#[V] GPPXJZIENCGNKB-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 238000001238 wet grinding Methods 0.000 description 1
Landscapes
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Abstract
Изобретение относится к способу переработки труднообогатимых упорных урановых руд, содержащих браннерит. Способ заключается в том, что измельченную до крупности минус 0,3 мм руду обрабатывают 1-40% раствором бифторида аммония при соотношении Т:Ж=1:(1-5) и температуре 50-80°C в течение 1-4 часов. Полученную пульпу фильтруют, после чего через фильтрат пропускают безводный аммиак при температуре 25-60°C до pH 10. Далее из образующейся пульпы отделяют раствор бифторида аммония, повышают его концентрацию до 1-40% и направляют на повторную обработку исходного сырья. Отделенный осадок направляют на извлечение урана. Кеки, полученные в результате активации руды растворами бифторида аммония, обрабатывают в течение 2-12 часов выщелачивающим раствором при соотношении Т:Ж=1:1, температуре 60-80°C и остаточной кислотности не менее 20 г/л. Выщелачивающий раствор представляет собой раствор серной кислоты с концентрацией 150-300 г/л, в который введена азотная кислота качестве окислителя, а также NaCl в качестве комплексообразующего реагента для золота. Техническим результатом является снижение себестоимости продукции за счет упрощения технологического процесса при сохранении степени извлечения урана, увеличение степени извлечения благородных металлов, снижение пожароопасности производства и упрощение конструкции технологического оборудования. 11 з.п. ф-лы, 1 ил., 7 табл., 6 пр.
Description
Изобретение относится к области гидрометаллургии и обогащения урана и благородных металлов, в частности к способу переработки труднообогатимых упорных урановых руд, содержащих браннерит (титанат урана), пирит и золото.
Известен способ обжига упорной руды, содержащей браннерит, при температуре 600…700°C в воздушной среде в течение 6…8 часов [1]. Образующийся при обжиге браннерита октаоксид триурана легко растворяется в растворах серной кислоты подобно природным оксидам, например минералам уранинит и настуран. Степень извлечения урана в сернокислый раствор при этом составила 94…96 мас.%.
В качестве недостатков этого способа можно отметить большую энергоемкость процесса при обжиге руды, а также необходимость наличия системы улавливания радиоактивных тонкодисперсных частиц, аэрозолей и газов, которые образуются в процессе обжига руды. Способ не позволяет извлекать из руды другие ценные компоненты, например золото.
Известен способ извлечения урана из рудного сырья [2], включающий дробление, мокрое измельчение исходного сырья, содержащего браннерит, с получением 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°C в течение 2…3 часов и сгущают полученную пульпу. При сгущении образуется верхний слив, который подают на выщелачивание исходного сырья, и нижний слив, который направляют в отвал.
Недостатком способа является применение специального оборудования (линейных ускорителей электронов), требующего дополнительных эксплуатационных затрат. Способ не предусматривает извлечение из руды других ценных компонентов, например золота.
Наиболее близким по технической сущности является способ переработки упорных урановых, содержащих пирит и благородные металлы, материалов для извлечения урана и получения концентрата благородных металлов [3], принятый за прототип. В предлагаемом способе сернокислотному выщелачиванию подвергают исходный материал крупностью минус 0,3 мм и ведут его в автоклаве до перевода более 95 мас.% урана в раствор и степени окисления пирита не менее 50 мас.%. После отделения урансодержащего раствора от твердой фазы в виде кека проводят кондиционирование кека путем флотации благородных металлов с сульфгидридным собирателем и оксиэтилированным соединением при PH 2,5…7,0 с получением концентрата благородных металлов. Выщелачивание исходного материала проводят серной кислотой при температуре 130…140°C, давлении воздуха 3…5 атм и остаточной кислотности 20 г/л в присутствии каталитического количества азотной кислоты или при температуре серной кислоты 160…180°C, парциальном давлении кислорода 10…15 атм и остаточной кислотности 10…20 г/л. Флотацию благородных металлов осуществляют при крупности твердой фазы минус 0,3…0,1 мм и плотности пульпы 25…30% твердого или при крупности твердой фазы минус 0,44…0,3 мм и плотности пульпы 45…50 мас.% твердого. В качестве оксиэтилированного соединения используют один из реагентов: оксиэтилированный спирт (или реагент с торговой маркой «Препарат ОС-20»), оксиэтилированный алкилфенол, оксиэтилированную кислоту, полиэтиленгликоль, фосфороорганическое соединение (в том числе имеющее торговую марку «Метекс» или торговую марку «Оксифос Б»). Дальнейшее извлечение благородных металлов из флотоконцентрата проводят щелочными растворами цианида натрия или калия.
Недостатками способа являются сложность технологического процесса из-за использования разнообразных реагентов, большие энергетические затраты, связанные с использованием высокого давления и температуры, и сложность аппаратурного (автоклавного) оформления процесса выщелачивания. Кроме того, агрессивная среда (серная кислота) в сочетании с высокими давлением и температурой требует использования при изготовлении оборудования специальных дорогостоящих сплавов, например 06ХН28МТД (ЭИ-943), что приводит к значительному увеличению себестоимости продукции. Использование кислорода в технологическом процессе делает производство пожароопасным. Кроме того, для дальнейшего извлечения золота используется высокотоксичный реагент цианида натрия.
Целью изобретения является снижение себестоимости продукции за счет упрощения технологического процесса выщелачивания урана из упорных руд, содержащих браннерит, при сохранении степени извлечения урана, увеличение степени извлечения благородных металлов из комплексных урансодержащих руд, снижение пожароопасности производства и упрощение конструкции технологического оборудования.
Решение этой задачи достигается тем, что в способе переработки упорных урановых руд, содержащих браннерит, включающем измельчение руды и выщелачивание серной кислотой, измельченную руду до крупности минус 0,3 мм обрабатывают 1…40% раствором бифторида аммония при соотношении Т:Ж=1:(1…5) и температуре 50…80°C в течение 1…4 часов. Полученную пульпу фильтруют, после чего через фильтрат пропускают безводный аммиак при температуре 25…60°C до pH 10. Далее из образующейся пульпы отделяют раствор бифторида аммония, повышают его концентрацию до 1…40% путем введения безводной HF и направляют на повторную обработку исходного сырья. Отделенный осадок, содержащий диоксид кремния и полиуранаты аммония после промывки водой, направляют на извлечение урана. Кеки, полученные в результате активации руды растворами бифторида аммония, обрабатывали в течение 2…12 часов выщелачивающим раствором при соотношении Т:Ж=1:1, температуре 60…80°C и остаточной кислотности не менее 20 г/л.
Выщелачивающий раствор представляет собой раствор серной кислоты с концентрацией 150…300 г/л, в который также введена азотная кислота (2% от массы руды) в качестве окислителя, а также NaCl (1% от массы руды) в качестве комплексообразующего реагента для золота.
Преимуществом предлагаемой схемы по сравнению с прототипом является то, что большая часть золота выщелачивается совместно с ураном на стадии сернокислотного выщелачивания. При этом степень извлечения урана составляет 91…97 мас.%, а золота - 52…78 мас.%.
Предлагаемая технологическая схема выщелачивания урана из руды показана на фиг.1.
Термодинамические расчеты показали, что при определенных условиях возможно взаимодействие браннерита с бифторидом аммония с образованием пентафторураната аммония и гексафтортитаната аммония. При этом большинство примесей, такие как соединения кремния, алюминия, железа, редкоземельных элементов и др., фторируются бифторидом аммония при температуре 25°C.
Предлагаемые технологические режимы подтверждены экспериментально.
В качестве исходного материала использовали измельченную до крупности минус 0,3 мм руду Эльконского урановорудного района. Содержание основных элементов в руде по данным нейтронно-активационного анализа приведено в таблице 1.
| Таблица 1 | |
| Содержание основных элементов в руде | |
| Элемент | Содержание |
| Уран, мас.% | 0,22 |
| Кальций, мас.% | 3,15 |
| Алюминий, мас.% | 7,06 |
| Титан, мас.% | 0,294 |
| Магний, мас.% | 0,925 |
| Натрий, мас.% | 1,32 |
| Калий, мас.% | 5,20 |
| Марганец, мас.% | 0,354 |
| Ванадий, мас.% | 0,05 |
| Кремний (в пересчете на SiO2), мас.% | 56,5 |
| Золото, г/т | 1,12 |
| Лантан, г/т | 53,3 |
| Самарий, г/т | 148 |
| Примечание: В таблице приведены усредненные значения содержания основных элементов в 5 пробах руды. | |
Примеры реализации способа
Пример 1. Определение оптимальной концентрации раствора бифторида аммония
Порошок руды заливали при Т:Ж=1:2 водным раствором с содержанием бифторида аммония (БФА) 1, 5, 10, 20, 40%. Пульпу нагревали до температуры 80°C и выдерживали при перемешивании 4 часа, после чего перемешивание прекращали, охлаждали до 22°C и отделяли водные растворы гексафторсиликата аммония (ГФСА) от кеков.
Полученный кек обрабатывали в течение 12 часов выщелачивающим раствором при соотношении Т:Ж=1:1, температуре 80°C и остаточной кислотности не менее 20 г/л.
Выщелачивающий раствор представлял собой раствор серной кислоты с концентрацией 300 г/л, с добавкой азотной кислоты (2% от массы руды) в качестве окислителя и NaCl (1% от массы руды) в качестве комплексообразующего реагента для золота.
По окончании выщелачивания перемешивание прекращали, пульпу охлаждали до 22°C и отделяли раствор урана от кека. Выход урана и золота в сернокислый раствор оценивали по его остаточному содержанию в кеке после его промывки водой.
Анализ результатов экспериментов (таблица 2) показывает, что при выщелачивании урана из руды выщелачивающим раствором без предварительной ее обработки раствором БФА степень выщелачивания урана не превышает 61,3 мас.%, золота - 31,1 мас.%. При содержании БФА в растворах 1% извлечение урана в раствор составляет 94,9 мас.%, золота - 57,2 мас.%. Дальнейшее увеличение содержания БФА в растворах не приводит к существенному увеличению степени выщелачивания урана, а степень выщелачивания золота непрерывно увеличивается.
| Таблица 2 | ||||||
| Влияние предварительной обработки руды растворами бифторида аммония различных концентраций на степени выщелачивания урана и золота из руды выщелачивающим раствором | ||||||
| Содержание БФА в растворе, % | ||||||
| 0 | 1 | 5 | 10 | 20 | 30 | 40 |
| Степень извлечения урана, мас.% | ||||||
| 61,3 | 94,9 | 95,2 | 95,8 | 96,4 | 96,8 | 96,9 |
| Степень извлечения золота, мас.% | ||||||
| 31,1 | 57,2 | 60,7 | 68,4 | 72,3 | 75,7 | 77,1 |
Таким образом, показано положительное влияние предварительной обработки руды раствором БФА. На основании полученных данных можно рекомендовать проводить предварительную обработку руды раствором БФА с концентрацией не менее 1%, при этом после дальнейшего выщелачивания урана и золота выщелачивающим раствором степени извлечения урана и золота составят не менее 94,9 мас.% и 57,2 мас.% соответственно.
Пример 2. Определение оптимального расхода бифторида аммония
Порошок руды заливали при Т:Ж=1:(1…5) водным раствором с содержанием БФА 1, 10 и 40%. Смесь нагревали до температуры 80°C и выдерживали при перемешивании 4 часа, после чего перемешивание прекращали, охлаждали до 22°C и отделяли водные растворы ГФСА от осадков.
Из руды, обработанной раствором бифторида аммония, выщелачивали уран и золото. Состав выщелачивающего раствора, и методика обработки руды выщелачивающим раствором приведены в примере 1.
Анализ результатов экспериментов (таблица 3) показывает, что при содержании БФА в растворе 1% и соотношении Т:Ж=1:1 извлечение урана в раствор составляет 94,8 мас.%, золота - 57,5 мас.%. Дальнейшее увеличение содержания БФА в растворах не приводит к существенному увеличению степени выщелачивания урана и золота.
| Таблица 3 | ||||
| Влияние предварительной обработки руды растворами бифторида аммония при различном отношении Т:Ж на степень выщелачивания урана и золота из руды выщелачивающим раствором | ||||
| Содержание БФА в растворе, % | Т:Ж | |||
| 1:1 | 1:2 | 1:3 | 1:5 | |
| степень извлечения урана, мас.% | ||||
| 1 | 94,8 | 95,1 | 94,9 | 95,2 |
| 10 | 95,3 | 95,7 | 95,8 | 96,1 |
| 40 | 96,7 | 96,8 | 97,0 | 96,9 |
| степень извлечения золота, мас.% | ||||
| 1 | 57,5 | 57,4 | 58,3 | 57,9 |
| 10 | 68,0 | 68,4 | 68,7 | 68,5 |
| 40 | 69,8 | 77,0 | 77,2 | 77,2 |
Таким образом, из данных приведенных в таблице 3 следует, что минимальный расход БФА при Т:Ж=1:1 с концентрацией 1% обеспечивает достаточную высокую степень извлечения урана на уровне 94,8 мас.%, при этом степень извлечения золота составит 57,4 мас.%. Для увеличения степени извлечения золота до 77,2 мас.% необходимо увеличение концентрации БФА до 40%.
Пример 3. Определение оптимальных значений температуры и продолжительности предварительной обработки руды раствором бифторида аммония
Порошок руды заливали 1, 5 и 10% растворами БФА при соотношении Т:Ж=1:1. Смесь нагревали от температуры 25°C до 80°C и выдерживали при перемешивании от 1 до 4 часов, после чего перемешивание прекращали, охлаждали до 22°C и отделяли водные растворы ГФСА от осадков.
Из руд, обработанных растворами бифторида аммония, выщелачивали уран и золото. Состав выщелачивающего раствора и методика обработки руды выщелачивающим раствором приведены в примере 1.
В таблице 4 представлены усредненные результаты проведенных исследований. Анализ приведенных данных показывает, что для руды, предварительно обработанной 1, 5 и 10% растворами БФА, степень извлечения урана варьировалась в интервале 94,5…95,2 мас.%, золота - 57,5…68 мас.%. Уменьшение температуры нагрева смесей руды и растворов БФА до 50°C, при прочих равных условиях, приводит к уменьшению степени извлечения урана из руды в сернокислые растворы до 63%, золота - до 30%.
| Таблица 4 | ||||
| Влияние температуры и продолжительности предварительной обработки руды раствором бифторида аммония на степень извлечения урана и золота из руды выщелачивающим раствором | ||||
| Продолжительность обработки руды раствором БФА, час | Содержание БФА в растворе, % | Температура, °C | ||
| 25 | 50 | 80 | ||
| степень извлечения урана, мас.% | ||||
| 1 | 1 | 62,4 | 62,7 | 94,5 |
| 5 | 62,6 | 62,4 | 94,7 | |
| 10 | 62,8 | 63,0 | 95,2 | |
| 2 | 1 | 63,0 | 62,7 | 94,6 |
| 5 | 63,6 | 64,3 | 95,1 | |
| 10 | 63,3 | 65,0 | 94,9 | |
| 4 | 1 | 63,9 | 64,9 | 94,7 |
| 5 | 64,6 | 66,0 | 95,0 | |
| 10 | 65,2 | 65,7 | 95,3 | |
| Продолжение таблицы 4 | ||||
| Продолжительность обработки руды раствором БФА, час | Содержание БФА в растворе, % | Температура, °C | ||
| 25 | 50 | 80 | ||
| степень извлечения золота, мас.% | ||||
| 1 | 1 | 29,4 | 30,2 | 57,5 |
| 5 | 29,7 | 31,4 | 63,4 | |
| 10 | 30,3 | 29,2 | 68,0 | |
| 2 | 1 | 30,7 | 29,8 | 64,3 |
| 5 | 30,4 | 31,3 | 67,0 | |
| 10 | 31,8 | 32,1 | 67,6 | |
На основании полученных результатов можно рекомендовать продолжительность обработки руды растворами БФА, равной 1 час, при температуре 80°C. Увеличение времени обработки руды растворами БФА с 1 часа до 4 часов не приводит к существенному увеличению степени выщелачивания урана и золота из руды выщелачивающим раствором. Уменьшение температуры приводит к тому, что при температуре обработки руды растворами БФА ниже 50°C эффект активации не наблюдается, а степени извлечения урана и золота находятся на уровне предварительно необработанных БФА проб.
Пример 4. Определение оптимальных значений температуры и продолжительности процесса сернокислотного выщелачивания урана и золота из руды, предварительно обработанной раствором бифторида аммония
Порошки руды заливали 1% раствором бифторида аммония (БФА) при соотношении Т:Ж=1:1. Смесь нагревали до температуры 80°C и выдерживали при перемешивании в течение 1 часа, после чего перемешивание прекращали, охлаждали до 22°C и отделяли водные растворы гексафторсиликата аммония (ГФСА) от осадков.
Полученные кеки обрабатывали от 1 до 12 часов выщелачивающим раствором при соотношении Т:Ж=1:1, температуре 50…80°C и остаточной кислотности не менее 20 г/л.
Состав выщелачивающего раствора приведен в примере 1.
В таблице 5 представлены усредненные результаты проведенных исследований.
| Таблица 5 | |||
| Влияние температуры и продолжительности выщелачивания урана и золота из руды предварительно обработанной 1% раствором бифторида аммония | |||
| Продолжительность выщелачивания, час | Температура, °C | ||
| 60 | 70 | 80 | |
| степень извлечения урана, мас.% | |||
| 2 | 34,7 | 48 | 55,1 |
| 4 | 51,9 | 59,1 | 72,1 |
| 6 | 68,7 | 85,3 | 94,6 |
| 8 | 74,2 | 88,8 | 94,7 |
| 12 | 84,2 | 91,2 | 95,1 |
| степень извлечения золота, мас.% | |||
| 2 | 5,2 | 6.4 | 17,1 |
| 4 | 16,3 | 22,1 | 36,6 |
| 6 | 21,3 | 31,7 | 58,0 |
| 8 | 29,5 | 38,3 | 61,3 |
| 12 | 32,7 | 42,1 | 64,8 |
Анализ полученных результатов показывает, что оптимальная продолжительность выщелачивания составляет 6 часов при температуре 80°C. Уменьшение температуры нагрева смесей руды и выщелачивающего раствора до 60…70°C, при прочих равных условиях, приводит к уменьшению степени извлечения урана и золота из руды в сернокислые растворы на 10…30% от значений, достигнутых при температуре 80°C.
Пример 5. Использование различных окислителей при выщелачивании урана и золота
В качестве окислителей при сернокислотном выщелачивании урана из руд, предварительно обработанных 1% и 10% растворами БФА в течение 1 часа (при температуре 80°C, Т:Ж=1:1, применяли нитрит натрия, пероксид водорода, диоксид марганца в смеси с солями железа (II), азотную кислоту. Для сравнения проводили выщелачивание урана из руды раствором серной кислоты без введения в него окислителя.
Выщелачивание урана из руд растворами серной кислоты с концентрацией 300 г/л осуществляли в течение 6 часов при температуре 80°C, Т:Ж=1:1 и остаточной кислотности не менее 20 г/л. В качестве комплексообразующего реагента для золота использовали NaCl (1% от массы руды).
Результаты экспериментов (таблица 6) показывают, что введение окислителей в сернокислые растворы не оказывают существенного влияния на степень извлечения урана и золота.
| Таблица 6 | |||
| - Влияние содержания окислителя в сернокислых растворах на степени выщелачивания урана и золота | |||
| Окислитель | %, от массы навески руды | Степень извлечения урана, мас.% | Степень извлечения золота, мас.% |
| Руда, предварительно обработанная 1% раствором БФА | |||
| нет | - | 81,9 | 11,3 |
| MnO2+Fe (II) | 0,37 MnO2, | 95,3 | 57,9 |
| 0,05 Fe (II) | |||
| HNO3 | 2 | 95,1 | 57,6 |
| H2O2 | 0,2 | 95,8 | 58,2 |
| NaNO2 | 0,2 | 94,3 | 57,5 |
| Руда, предварительно обработанная 10% раствором БФА | |||
| нет | - | 85,0 | 13,8 |
| MnO2+Fe (II) | 0,37 MnO2, | 96,4 | 70,1 |
| 0,05 Fe (II) | |||
| HNO3 | 2 | 96,2 | 69,3 |
| H2O2 | 0,2 | 96,9 | 69,8 |
| NaNO2 | 0,2 | 96,1 | 69,2 |
Пример 6. Определение оптимальной концентрации серной кислоты при сернокислотном выщелачивании урана и золота из руды, предварительно обработанной бифторидом аммония
Измельченную руду заливали при Т:Ж=1:1 водным раствором с содержанием бифторида аммония (БФА) 0, 1, 5 и 10%. Смесь нагревали до температуры 80°C и выдерживали при перемешивании 1 час, после чего перемешивание прекращали, охлаждали и отделяли водные растворы гексафторсиликата аммония (ГФСА) от осадка.
Из руд, обработанных растворами бифторида аммония, выщелачивали уран и золото в течение 6 часов растворами серной кислоты с концентрациями 150 г/л и 300 г/л при температуре 80°C, Т:Ж=1:1. В качестве окислителя в сернокислый раствор вводили азотную кислоту с концентрациями 10 г/л и 20 г/л (1% и 2% от массы руды). Также в сернокислые растворы вводили NaCl (1% от массы руды) в качестве комплексообразующего реагента для золота.
По окончании выщелачивания перемешивание прекращали, смеси охлаждали и отделяли растворы урана от кеков. Выход урана и золота в сернокислые растворы оценивали по его остаточному содержанию в кеках после их промывки водой.
Результаты экспериментов (таблица 7) показывают, что при выщелачивании руды без процесса их активации степень извлечения урана даже при увеличенном расходе реагентов не позволяет достигнуть степени извлечения выше 66,2 мас.%. При проведении дополнительной стадии активации руды раствором бифторида аммония степень извлечения урана в раствор увеличивается до 92,9…94,7 мас.% даже при минимальном расходе реагентов.
| Таблица 7 | |||||
| Условия проведения процессов активации и выщелачивания, а также степени извлечения урана и золота из руды | |||||
| № опыта | Расход БФА, г/кг руды | Расход H2SO4 и HNO3, г/кг руды | Степень извлечения, % | ||
| H2SO4 | HNO3 | U | Au | ||
| 1 | Без активации | 150 | 10 | 38,5 | 5,6 |
| 2 | Без активации | 300 | 20 | 66,2 | 31,1 |
| 3 | 10 | 150 | 10 | 92,9 | 51,9 |
| 4 | 10 | 300 | 20 | 94,7 | 52,3 |
| 5 | 50 | 150 | 10 | 94,9 | 59,8 |
| 6 | 50 | 300 | 20 | 95,3 | 60,7 |
| 7 | 100 | 150 | 10 | 95,7 | 67,2 |
| 8 | 100 | 300 | 20 | 96,1 | 68,3 |
Из результатов проведенных экспериментов можно сделать вывод, что предварительная обработка растворами БФА измельченной руды Эльконского урановорудного района позволяет разрыхлить и даже разрушить прочные структуры минералов полевого шпата, кварца, силиката с включениями браннерита за счет частичного удаления кремния в раствор, делая эти минералы более доступными для выщелачивания урана.
Заявляемый способ может быть рекомендован для промышленной переработки упорных урановых руд Эльконского горнорудного района, содержащих браннерит, на обогатительных фабриках, что позволит обеспечить прирост добычи урана в РФ.
Предлагаемый способ переработки упорных урановых руд, содержащих браннерит, позволяет снизить себестоимость продукции за счет:
- упрощения технологического процесса выщелачивания (умеренная температура и атмосферное давление) и экономии реагентов (бифторид аммония возвращается в начало технологического процесса);
- сохранения степени извлечения урана (95…97 мас.%), увеличения степени извлечения золота (на стадии сернокислотного выщелачивания достигает до 78 мас.%);
- отсутствия в технологии производства кислорода и аппаратов, работающих под избыточным давлением;
- изготовление технологического оборудования не требует использования специальных сплавов.
Источники информации
1. В.Ю. Кольцов, В.И. Никонов, А.В. Калашников и др. Пирохимические методы переработки руд Эльконского урановорудного района / Уран России: Сб. докладов научно-технического совещания 20-21 ноября 2007 г., Москва, ФГУП «ВНИИХТ». - М.: ФГУП «ЦНИИАТОМИНФОРМ», 2008. - с.195-201.
2. Пат. №2393255 РФ, Способ извлечения урана из рудного сырья. - 2010.
3. Пат. №2398903 РФ, Способ переработки упорных урановых содержащих пирит и благородные металлы материалов для извлечения урана и получения концентратов благородных металлов. - 2010.
Claims (12)
1. Способ переработки упорных урановых руд, содержащих браннерит, пирит и золото, включающий измельчение руды до крупности минус 0,3 мм, сернокислотное выщелачивание урана, в том числе золота, отличающийся тем, что после измельчения руды проводят ее предварительную обработку раствором бифторида аммония (БФА) с концентрацией 1-40% при температуре 25-80°C, Т:Ж=1:(1÷5) и продолжительности процесса 1-4 часа, с последующим совместным выщелачиванием урана и золота из образующегося кека выщелачивающим раствором, содержащим 150-300 г/л H2SO4, 1% от массы руды NaCl, и наличии окислителя, при температуре 60-80°C, Т:Ж=1:1 и продолжительности 2-12 часов, полученный раствор гексафторсиликата аммония обрабатывают безводным аммиаком при температурах 25-60°C до pH 10, отделяют раствор бифторида аммония от образующегося осадка, повышают его концентрацию до 1-40% путем введения безводной HF и направляют его на стадию предварительной обработки исходного сырья.
2. Способ по п.1, отличающийся тем, что предварительную обработку проводят при температуре 80°C.
3. Способ по п.1, отличающийся тем, что предварительную обработку проводят в течение 1 часа.
4. Способ по п.1, отличающийся тем, что предварительную обработку проводят раствором БФА с концентрацией 1%.
5. Способ по п.1, отличающийся тем, что предварительную обработку проводят при соотношении Т:Ж=1:1.
6. Способ по п.1, отличающийся тем, что совместное выщелачивание урана и золота проводят при температуре 80°C.
7. Способ по п.1, отличающийся тем, что совместное выщелачивание урана и золота проводят в течение 6 часов.
8. Способ по п.1, отличающийся тем, что совместное выщелачивание урана и золота проводят выщелачивающим раствором с концентрацией H2SO4 150 г/л.
9. Способ по п.1, отличающийся тем, что совместное выщелачивание урана и золота проводят выщелачивающим раствором, в котором в качестве окислителя используют HNO3 с содержанием 1% от массы руды.
10. Способ по п.1, отличающийся тем, что совместное выщелачивание урана и золота проводят выщелачивающим раствором, в котором в качестве окислителя используют NaNO2 с содержанием 0,2% от массы руды.
11. Способ по п.1, отличающийся тем, что совместное выщелачивание урана и золота проводят выщелачивающим раствором, в котором в качестве окислителя используют H2O2 с содержанием 0,2% от массы руды.
12. Способ по п.1, отличающийся тем, что совместное выщелачивание урана и золота проводят выщелачивающим раствором, в котором в качестве окислителя используют MnO2 с содержанием 0,37% от массы руды и соли железа (II) с содержанием 0,05% от массы руды.
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU2012141427/02A RU2543122C2 (ru) | 2012-09-27 | 2012-09-27 | Способ переработки упорных урановых руд, содержащих браннерит |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU2012141427/02A RU2543122C2 (ru) | 2012-09-27 | 2012-09-27 | Способ переработки упорных урановых руд, содержащих браннерит |
Publications (2)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| RU2012141427A RU2012141427A (ru) | 2014-04-10 |
| RU2543122C2 true RU2543122C2 (ru) | 2015-02-27 |
Family
ID=50435694
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| RU2012141427/02A RU2543122C2 (ru) | 2012-09-27 | 2012-09-27 | Способ переработки упорных урановых руд, содержащих браннерит |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| RU (1) | RU2543122C2 (ru) |
Cited By (2)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| RU2743383C1 (ru) * | 2020-08-24 | 2021-02-17 | Федеральное государственное унитарное предприятие "Научно-исследовательский институт Научно-производственное объединение "ЛУЧ" (ФГУП "НИИ НПО" "ЛУЧ") | Способ переработки кислотоупорных урансодержащих материалов |
| RU2791169C2 (ru) * | 2021-06-28 | 2023-03-03 | Акционерное общество "Иркутский научно-исследовательский институт благородных и редких металлов и алмазов" (АО "Иргиредмет") | Способ извлечения золота и урана из золотоурановых руд |
Families Citing this family (2)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| CN116334419B (zh) * | 2021-12-22 | 2025-07-11 | 新疆中核天山铀业有限公司 | 一种酸法地浸矿山弱承压采区单独酸化工艺 |
| CN115612869B (zh) * | 2022-09-27 | 2024-02-13 | 核工业北京化工冶金研究院 | 一种中性地浸铀矿山二次强化浸出方法 |
Citations (6)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| GB1569346A (en) * | 1977-12-08 | 1980-06-11 | British Petroleum Co | Removal of actinide metals from solution |
| US4397819A (en) * | 1980-12-31 | 1983-08-09 | Mobil Oil Corporation | Rejuvenation of the anion exchanger used for uranium recovery |
| US5322644A (en) * | 1992-01-03 | 1994-06-21 | Bradtec-Us, Inc. | Process for decontamination of radioactive materials |
| RU2234550C2 (ru) * | 2002-03-25 | 2004-08-20 | Открытое акционерное общество "Атомредметзолото" | Способ извлечения урана из руд |
| RU2393255C1 (ru) * | 2009-02-09 | 2010-06-27 | Российская Федерация, от имени которой выступает государственный заказчик - Государственная корпорация по атомной энергии (Росатом) | Способ извлечения урана из рудного сырья |
| RU2398903C1 (ru) * | 2009-03-30 | 2010-09-10 | Российская Федерация, от имени которой выступает государственный заказчик- Государственная корпорация по атомной энергии "Росатом" | Способ переработки упорных урановых содержащих пирит и благородные металлы материалов для извлечения урана и получения концентрата благородных металлов |
-
2012
- 2012-09-27 RU RU2012141427/02A patent/RU2543122C2/ru not_active IP Right Cessation
Patent Citations (6)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| GB1569346A (en) * | 1977-12-08 | 1980-06-11 | British Petroleum Co | Removal of actinide metals from solution |
| US4397819A (en) * | 1980-12-31 | 1983-08-09 | Mobil Oil Corporation | Rejuvenation of the anion exchanger used for uranium recovery |
| US5322644A (en) * | 1992-01-03 | 1994-06-21 | Bradtec-Us, Inc. | Process for decontamination of radioactive materials |
| RU2234550C2 (ru) * | 2002-03-25 | 2004-08-20 | Открытое акционерное общество "Атомредметзолото" | Способ извлечения урана из руд |
| RU2393255C1 (ru) * | 2009-02-09 | 2010-06-27 | Российская Федерация, от имени которой выступает государственный заказчик - Государственная корпорация по атомной энергии (Росатом) | Способ извлечения урана из рудного сырья |
| RU2398903C1 (ru) * | 2009-03-30 | 2010-09-10 | Российская Федерация, от имени которой выступает государственный заказчик- Государственная корпорация по атомной энергии "Росатом" | Способ переработки упорных урановых содержащих пирит и благородные металлы материалов для извлечения урана и получения концентрата благородных металлов |
Cited By (2)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| RU2743383C1 (ru) * | 2020-08-24 | 2021-02-17 | Федеральное государственное унитарное предприятие "Научно-исследовательский институт Научно-производственное объединение "ЛУЧ" (ФГУП "НИИ НПО" "ЛУЧ") | Способ переработки кислотоупорных урансодержащих материалов |
| RU2791169C2 (ru) * | 2021-06-28 | 2023-03-03 | Акционерное общество "Иркутский научно-исследовательский институт благородных и редких металлов и алмазов" (АО "Иргиредмет") | Способ извлечения золота и урана из золотоурановых руд |
Also Published As
| Publication number | Publication date |
|---|---|
| RU2012141427A (ru) | 2014-04-10 |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| EP2661513B1 (en) | Dissolution and recovery of at least one element nb or ta and of at least one other element u or rare earth elements from ores and concentrates | |
| US10669610B2 (en) | Rare earth element extraction from coal | |
| CN103343224A (zh) | 一种含金物料中金的快速提取方法 | |
| CN101693952A (zh) | 一种从电解锰阳极泥中回收锰和铅的方法 | |
| US3988415A (en) | Recovery of precious metal values from ores | |
| JP6111976B2 (ja) | 貴金属の回収方法 | |
| CN103789551A (zh) | 用电解锰阳极泥制备硫酸锰电解液并回收铅的方法 | |
| WO2021075135A1 (ja) | 廃乾電池からのマンガン回収方法および回収設備 | |
| RU2543122C2 (ru) | Способ переработки упорных урановых руд, содержащих браннерит | |
| CN104818395B (zh) | 一种处理黑钨矿或黑白钨混合矿的方法 | |
| EA019801B1 (ru) | Способ извлечения цветных металлов из оксидных руд | |
| RU2120486C1 (ru) | Способ извлечения золота из упорных руд, концентратов и вторичного сырья | |
| Warren et al. | Factors influencing the selective leaching of molybdenum with sodium hypochlorite from copper/molybdenum sulphide minerals | |
| RU2398903C1 (ru) | Способ переработки упорных урановых содержащих пирит и благородные металлы материалов для извлечения урана и получения концентрата благородных металлов | |
| JPH01156432A (ja) | 分離方法 | |
| CA1217060A (en) | Metals recovery | |
| CA2775051A1 (en) | Molybdenum refining method | |
| Gurman et al. | Gold and arsenic recovery from calcinates of rebellious pyrite–arsenopyrite concentrates | |
| RU2627835C2 (ru) | Способ комплексной переработки пиритсодержащего сырья | |
| Medvedev et al. | Investigations on processing low-grade molybdenum concentrate by the nitric-acid method | |
| Sahu et al. | Extraction of copper by leaching of electrostatic precipitator dust and two step removal of arsenic from the leach liquor | |
| CN105110300A (zh) | 一种含硫化锰的复合锰矿提取锰及硫的方法 | |
| RU2606813C1 (ru) | Способ переработки ванадийсодержащего железотитанового концентрата | |
| Astuti et al. | Reductive-atmospheric leaching of manganese from pyrolusite ore using various reducing agents | |
| RU2393255C1 (ru) | Способ извлечения урана из рудного сырья |
Legal Events
| Date | Code | Title | Description |
|---|---|---|---|
| MM4A | The patent is invalid due to non-payment of fees |
Effective date: 20170928 |