CN115838874A - 一种基于搅拌浸出的从边界品位铀矿石中提取八氧化三铀的方法 - Google Patents
一种基于搅拌浸出的从边界品位铀矿石中提取八氧化三铀的方法 Download PDFInfo
- Publication number
- CN115838874A CN115838874A CN202211594202.4A CN202211594202A CN115838874A CN 115838874 A CN115838874 A CN 115838874A CN 202211594202 A CN202211594202 A CN 202211594202A CN 115838874 A CN115838874 A CN 115838874A
- Authority
- CN
- China
- Prior art keywords
- uranium
- leaching
- ore
- extracting
- pulp
- Prior art date
- Legal status (The legal status is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the status listed.)
- Pending
Links
- 229910052770 Uranium Inorganic materials 0.000 title claims abstract description 122
- JFALSRSLKYAFGM-UHFFFAOYSA-N uranium(0) Chemical compound [U] JFALSRSLKYAFGM-UHFFFAOYSA-N 0.000 title claims abstract description 122
- 238000002386 leaching Methods 0.000 title claims abstract description 102
- 238000000034 method Methods 0.000 title claims abstract description 93
- 238000013019 agitation Methods 0.000 title claims abstract description 31
- 229910000442 triuranium octoxide Inorganic materials 0.000 title claims description 3
- 238000000605 extraction Methods 0.000 claims abstract description 51
- 239000007788 liquid Substances 0.000 claims abstract description 30
- 239000011347 resin Substances 0.000 claims abstract description 27
- 229920005989 resin Polymers 0.000 claims abstract description 27
- 238000001179 sorption measurement Methods 0.000 claims abstract description 24
- ZAASRHQPRFFWCS-UHFFFAOYSA-P diazanium;oxygen(2-);uranium Chemical compound [NH4+].[NH4+].[O-2].[O-2].[O-2].[O-2].[O-2].[O-2].[O-2].[U].[U] ZAASRHQPRFFWCS-UHFFFAOYSA-P 0.000 claims abstract description 20
- 238000001354 calcination Methods 0.000 claims abstract description 17
- 238000003756 stirring Methods 0.000 claims abstract description 17
- 238000000227 grinding Methods 0.000 claims abstract description 14
- 239000007787 solid Substances 0.000 claims abstract description 7
- QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N sulfuric acid group Chemical group S(O)(O)(=O)=O QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 33
- 238000005406 washing Methods 0.000 claims description 32
- XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N water Substances O XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 16
- QGZKDVFQNNGYKY-UHFFFAOYSA-N Ammonia Chemical compound N QGZKDVFQNNGYKY-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 14
- 239000004576 sand Substances 0.000 claims description 13
- 239000003795 chemical substances by application Substances 0.000 claims description 11
- 238000001556 precipitation Methods 0.000 claims description 11
- RUTXIHLAWFEWGM-UHFFFAOYSA-H iron(3+) sulfate Chemical compound [Fe+3].[Fe+3].[O-]S([O-])(=O)=O.[O-]S([O-])(=O)=O.[O-]S([O-])(=O)=O RUTXIHLAWFEWGM-UHFFFAOYSA-H 0.000 claims description 10
- 229910000360 iron(III) sulfate Inorganic materials 0.000 claims description 10
- BFNBIHQBYMNNAN-UHFFFAOYSA-N ammonium sulfate Chemical compound N.N.OS(O)(=O)=O BFNBIHQBYMNNAN-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 9
- 229910052921 ammonium sulfate Inorganic materials 0.000 claims description 9
- 235000011130 ammonium sulphate Nutrition 0.000 claims description 9
- 241000605222 Acidithiobacillus ferrooxidans Species 0.000 claims description 7
- VHUUQVKOLVNVRT-UHFFFAOYSA-N Ammonium hydroxide Chemical compound [NH4+].[OH-] VHUUQVKOLVNVRT-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 5
- 235000011114 ammonium hydroxide Nutrition 0.000 claims description 5
- 238000012216 screening Methods 0.000 claims description 5
- 239000002253 acid Substances 0.000 claims description 4
- 150000001412 amines Chemical class 0.000 claims description 4
- 239000002244 precipitate Substances 0.000 claims description 4
- NWUYHJFMYQTDRP-UHFFFAOYSA-N 1,2-bis(ethenyl)benzene;1-ethenyl-2-ethylbenzene;styrene Chemical compound C=CC1=CC=CC=C1.CCC1=CC=CC=C1C=C.C=CC1=CC=CC=C1C=C NWUYHJFMYQTDRP-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 3
- 238000005189 flocculation Methods 0.000 claims description 3
- 239000003456 ion exchange resin Substances 0.000 claims description 3
- 229920003303 ion-exchange polymer Polymers 0.000 claims description 3
- 230000016615 flocculation Effects 0.000 claims description 2
- 230000008719 thickening Effects 0.000 claims description 2
- 238000005342 ion exchange Methods 0.000 abstract description 16
- 238000011084 recovery Methods 0.000 abstract description 15
- 238000005265 energy consumption Methods 0.000 abstract description 5
- 230000001376 precipitating effect Effects 0.000 abstract description 3
- 238000004064 recycling Methods 0.000 abstract description 2
- 239000002994 raw material Substances 0.000 abstract 2
- 239000011362 coarse particle Substances 0.000 abstract 1
- 239000012074 organic phase Substances 0.000 description 16
- 238000000926 separation method Methods 0.000 description 10
- 239000003480 eluent Substances 0.000 description 7
- 238000002156 mixing Methods 0.000 description 7
- 239000000047 product Substances 0.000 description 7
- 239000008394 flocculating agent Substances 0.000 description 5
- 238000009854 hydrometallurgy Methods 0.000 description 5
- 239000003607 modifier Substances 0.000 description 5
- 239000012071 phase Substances 0.000 description 5
- 238000010521 absorption reaction Methods 0.000 description 4
- 230000008901 benefit Effects 0.000 description 4
- 239000003350 kerosene Substances 0.000 description 4
- 230000003647 oxidation Effects 0.000 description 4
- 238000007254 oxidation reaction Methods 0.000 description 4
- 238000003828 vacuum filtration Methods 0.000 description 4
- 239000003957 anion exchange resin Substances 0.000 description 3
- 230000009286 beneficial effect Effects 0.000 description 3
- 125000002091 cationic group Chemical group 0.000 description 3
- 239000003153 chemical reaction reagent Substances 0.000 description 3
- 238000001914 filtration Methods 0.000 description 3
- 238000004519 manufacturing process Methods 0.000 description 3
- 239000012716 precipitator Substances 0.000 description 3
- 238000012545 processing Methods 0.000 description 3
- PLLBRTOLHQQAQQ-UHFFFAOYSA-N 8-methylnonan-1-ol Chemical compound CC(C)CCCCCCCO PLLBRTOLHQQAQQ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- LFQSCWFLJHTTHZ-UHFFFAOYSA-N Ethanol Chemical compound CCO LFQSCWFLJHTTHZ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 102100040653 Tryptophan 2,3-dioxygenase Human genes 0.000 description 2
- 101710136122 Tryptophan 2,3-dioxygenase Proteins 0.000 description 2
- 150000001298 alcohols Chemical class 0.000 description 2
- 229910021529 ammonia Inorganic materials 0.000 description 2
- 125000000129 anionic group Chemical group 0.000 description 2
- 238000007664 blowing Methods 0.000 description 2
- 238000005352 clarification Methods 0.000 description 2
- 238000011161 development Methods 0.000 description 2
- 238000005516 engineering process Methods 0.000 description 2
- 150000002148 esters Chemical class 0.000 description 2
- 239000010419 fine particle Substances 0.000 description 2
- PHTQWCKDNZKARW-UHFFFAOYSA-N isoamylol Chemical compound CC(C)CCO PHTQWCKDNZKARW-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 229910052751 metal Inorganic materials 0.000 description 2
- 239000002184 metal Substances 0.000 description 2
- SJWFXCIHNDVPSH-UHFFFAOYSA-N octan-2-ol Chemical compound CCCCCCC(C)O SJWFXCIHNDVPSH-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 239000011435 rock Substances 0.000 description 2
- -1 sec-octanol Chemical class 0.000 description 2
- 150000003335 secondary amines Chemical group 0.000 description 2
- 239000002904 solvent Substances 0.000 description 2
- 150000003512 tertiary amines Chemical class 0.000 description 2
- 239000002562 thickening agent Substances 0.000 description 2
- 150000003568 thioethers Chemical class 0.000 description 2
- VTLYFUHAOXGGBS-UHFFFAOYSA-N Fe3+ Chemical compound [Fe+3] VTLYFUHAOXGGBS-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 239000004440 Isodecyl alcohol Substances 0.000 description 1
- 238000003723 Smelting Methods 0.000 description 1
- UCKMPCXJQFINFW-UHFFFAOYSA-N Sulphide Chemical compound [S-2] UCKMPCXJQFINFW-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- QVGXLLKOCUKJST-UHFFFAOYSA-N atomic oxygen Chemical compound [O] QVGXLLKOCUKJST-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 238000006243 chemical reaction Methods 0.000 description 1
- 230000000052 comparative effect Effects 0.000 description 1
- 125000004122 cyclic group Chemical group 0.000 description 1
- 238000010908 decantation Methods 0.000 description 1
- 230000002950 deficient Effects 0.000 description 1
- 230000000694 effects Effects 0.000 description 1
- 238000003912 environmental pollution Methods 0.000 description 1
- 229910001447 ferric ion Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000000706 filtrate Substances 0.000 description 1
- 239000007789 gas Substances 0.000 description 1
- 229910052500 inorganic mineral Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000008267 milk Substances 0.000 description 1
- 210000004080 milk Anatomy 0.000 description 1
- 235000013336 milk Nutrition 0.000 description 1
- 239000011707 mineral Substances 0.000 description 1
- 239000000203 mixture Substances 0.000 description 1
- 229920000620 organic polymer Polymers 0.000 description 1
- 239000001301 oxygen Substances 0.000 description 1
- 229910052760 oxygen Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000002245 particle Substances 0.000 description 1
- 230000035699 permeability Effects 0.000 description 1
- 150000003141 primary amines Chemical class 0.000 description 1
- 230000001737 promoting effect Effects 0.000 description 1
- 238000004062 sedimentation Methods 0.000 description 1
- 230000001502 supplementing effect Effects 0.000 description 1
- 238000012360 testing method Methods 0.000 description 1
- 238000012546 transfer Methods 0.000 description 1
- 239000002699 waste material Substances 0.000 description 1
Images
Classifications
-
- Y—GENERAL TAGGING OF NEW TECHNOLOGICAL DEVELOPMENTS; GENERAL TAGGING OF CROSS-SECTIONAL TECHNOLOGIES SPANNING OVER SEVERAL SECTIONS OF THE IPC; TECHNICAL SUBJECTS COVERED BY FORMER USPC CROSS-REFERENCE ART COLLECTIONS [XRACs] AND DIGESTS
- Y02—TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
- Y02P—CLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
- Y02P10/00—Technologies related to metal processing
- Y02P10/20—Recycling
Landscapes
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Abstract
本发明公开了一种基于搅拌浸出的从边界品位矿石中提取U3O8的方法,该方法包括如下步骤:1)矿石破磨;2)搅拌浸出;3)矿石分级;4)从细泥矿浆中离子交换吸附铀;5)对负载铀的树脂进行淋洗;6)淋洗液通过萃取‑反萃富集铀;7)从反萃取液中沉淀重铀酸铵;8)煅烧重铀酸铵得到U3O8。该方法在有效浸出边界品位铀矿的同时,能够有效降低矿石破磨、固液分离过程中的能耗,并通过粗颗粒矿石浸出、高效的原料及溶液循环利用来降低原料消耗,实现了边界品位铀矿石中铀的经济性回收。
Description
技术领域
本发明涉及一种铀矿石的处理方法,特别涉及一种基于搅拌浸出的从边界品位铀矿石中提取U3O8的方法,属于铀矿石湿法冶炼技术领域。
背景技术
硬岩铀资源中,最低工业品位为0.05%,0.03%为边界品位,国内目前未曾开发过边界品位的铀矿。针对此类边界品位或低于边界品位的含铀矿石,一般通过选矿将矿石中的铀进行富集,使之达到较高品位,满足经济开采的条件,才进行开发;或是在该类铀资源与是其他有价多金属共生时,综合提取铀及其他有价值的浸出,以提高矿床开发的经济效益;或是对多金属共伴生的低品位铀资源进行选矿,对有用元素分组,分别进行处理。不同的铀矿石其选矿性能有较大不同,部分矿石中铀分布比较分散,无法采用选矿方式或其他方式对其中有价元素进行分组或富集。
针对低品位硬岩铀矿石的直接处理,往往采用堆浸的工艺。一般来说,堆浸工艺处理成本相较于搅拌浸出低,可以提升低品位铀矿石开发的经济效益。但搅拌浸出仍具有其无法替代的优势,一般来说,堆浸对矿石的渗透性要求高,并不是所有矿石均适用于堆浸处理;相较于堆浸,搅拌浸出传质效率更高,浸出时间短,设备设施占地面积小,且在干旱缺水地区,搅拌浸出相较于堆浸,用水量更小等优势。
目前,以搅拌浸出工艺直接处理边界品位铀矿石,受限于生产成本,难以实现。搅拌浸出相较于堆浸,成本主要增加在矿石破磨、固液分离,若能尽量降低上述工序的成本,则搅拌浸出工艺经济性将极大增加。
发明内容
针对现有技术中边界品位铀矿石采用搅拌浸出工艺处理过程中存在成本过高、铀回收率低等技术问题,本发明的目的是在于提供一种通过搅拌浸出方式从边界品位铀矿石中提取铀并制备U3O8的方法,该方法通过采用搅拌浸出、浸出矿浆分级、矿浆离子交换吸附铀、萃取-反萃、沉淀和煅烧等工艺相结合,不但可以有效浸出和回收边界品位铀矿中的铀,并获得纯度较高的U3O8产品,且能够降低边界品位铀矿石搅拌浸出过程中矿石破磨、浸出、固液分离及金属回收过程中的成本,使边界品位矿石中的铀得以经济性回收,且整个过程实现了中间废液和气体产物的循环利用,降低成本,减少环境污染。
为了实现上述技术目的,本发明提供了一种基于搅拌浸出的从边界品位铀矿石中提取U3O8的方法,该方法包括以下步骤:
1)将边界品位铀矿石经过破碎和磨细后,进行搅拌浸出,得到浸出矿浆;
2)将浸出矿浆进行分级,分离出细泥矿浆;
3)将细泥矿浆采用离子交换树脂进行吸附铀后,筛分出载铀树脂;
4)将载铀树脂采用稀酸淋洗,所得淋洗液经过萃取和反萃,得到含铀溶液;
5)将氨气通入含铀溶液中进行沉淀,得到重铀酸铵沉淀;
6)将重铀酸铵沉淀进行煅烧,得到U3O8。
本发明技术方案通过采用搅拌浸出、浸出矿浆分级、矿浆离子交换吸附铀、萃取-反萃、沉淀和煅烧等工艺相结合,能够有效浸出和回收边界品位铀矿中的铀,并获得纯度较高的U3O8产品。
作为一个优选的方案,所述边界品位铀矿石经过破碎和细磨至粒度满足-2mm粒级的质量占比不低于80%。
作为一个优选的方案,所述搅拌浸出的条件为:矿浆的液固比为0.3:1L/kg~0.5:1L/kg,浸出剂为硫酸和硫酸铁,所述硫酸铁的加入量以控制矿浆中Fe3+浓度为2g/L~10g/L,所述硫酸的加入量以控制矿浆中pH为1~2,浸出温度为室温,浸出时间为30min~30h。本发明技术方案在对边界品位铀矿石进行搅拌浸出过程中关键是在于采用粗粒级矿石和高浓度矿浆,相较于常规的搅拌浸出一般是控制在0.5mm以下的矿石粒度,粗粒级矿石浸出可以降低磨矿成本,且有利于利于后续矿石分级,而高浓度矿浆的搅拌浸出过程既防止了矿浆沉槽,又能降低浸出过程试剂消耗。本发明的硫酸可以采用质量百分比浓度大于85%的浓硫酸。硫酸铁的引入主要是利用三价铁离子来促进铀的浸出,具体反应式如下:Fe2(SO4)3+UO2=UO2SO4+2FeSO4。
作为一个优选的方案,所述分级粒度为60目。通过适当粒度的分级可以直接将粗粒级的尾矿进行抛尾,有利于后续树脂吸附和分离过程。所述分级可以采用水力旋流器或振动筛。所述粗砂洗涤采用真空过滤,洗涤液为吸附铀产生的尾液或水,洗水体积与矿石质量比为2~3mL:1g,洗涤级数3~8级,一般最后一级洗涤采用水。
作为一个优选的方案,所述分级过程中,分离出细泥矿浆后所得粗砂通过洗涤后运送至尾矿坝;所述洗涤采用水或吸附铀过程中产生的尾液,洗涤所得洗水与细泥矿浆合并处理。粗砂经过洗涤可以回收粗砂携带的少量铀。
作为一个优选的方案,所述吸附铀过程中在细泥矿浆中接种氧化亚铁硫杆菌,并在细泥矿浆中鼓入空气。在进行离子交换吸附铀过程中,是直接将离子交换树脂加入至细泥矿浆中进行吸附,通过不断鼓入空气并采用生物手段氧化矿石中的硫化物及溶液中的Fe2+,在不外加试剂情况下,进一步浸出了细泥中的铀,并减少了固液分离过程最为耗能的细颗粒矿物的洗涤过程。所述细泥矿浆在进行离子交换吸附过程中一般采用多级槽式离子交换设备。在铀吸附过程中利用氧化亚铁硫杆菌和鼓入空气的手段来促进矿石中Fe2+氧化以及将矿石中硫化物氧化并产生H+,使得细颗粒矿石中残留的铀得以进一步浸出,随着离子交换不断吸附铀,降低矿浆中铀浓度,能够促进细粒级矿石中铀快速进入矿浆。同时,氧气不断通入可以实现树脂与矿浆的混合及树脂的提升转移,提高铀浸出和吸附效率。
作为一个优选的方案,所述吸附铀过程中,筛分分离出负载树脂后所得脱铀细泥矿浆经过絮凝和浓密处理,底流输送至尾矿坝,溢流循环至搅拌浸出或洗涤过程使用。絮凝过程中可以采用现有技术中常见的阴离子、阳离子、两性或非离子有机高分子絮凝剂。絮凝剂加入量可以根据实际情况进行添加,一般相对每吨原矿质量的加入量为300g以内。
作为一个优选的方案,所述稀酸为浓度在5wt%~15wt%范围内的稀硫酸。
作为一个优选的方案,所述萃取采用胺类萃取剂。胺类萃取剂优选为仲胺和/或叔胺。萃取采用的有机相包含萃取剂,一般还可以加入改良剂,改良剂可以为仲辛醇、混合醇、异戊醇、异癸醇等醇类,或TBP、TRPO等酯类的一种或几种,萃取剂在有机相中的体积分数为2%~10%,改良剂在有机相中的体积分数为0~20%,而有机相中的溶剂为磺化煤油。
作为一个优选的方案,所述反萃采用硫酸铵溶液和氨水反萃剂,反萃控制终点的pH为4~4.5。硫酸铵溶液的浓乳为80~200g/L。氨水的加入量以控制反萃的终点pH。
作为一个优选的方案,所述萃取过程中,产生的萃余液循环至淋洗过程使用。
作为一个优选的方案,所述煅烧过程中,产生氨气循环至沉淀过程使用。
本发明提供的从边界品位铀矿石中提取U3O8的方法,包括以下步骤:
(1)矿石破磨:边界品位铀矿石破碎磨细至-2mm粒级的质量占比不低于80%。
(2)浸出:上述步骤(1)中矿石进行搅拌浸出;其中:以硫酸和/或硫酸铁作为浸出剂,浸出液固体积质量(L/kg)比为0.3~0.5,浸出温度为室温,浸出时间为30min~30h,浸出剂为硫酸和硫酸铁,硫酸铁加入量为控制浸出过程Fe3+浓度为2g/L~10g/L,硫酸(浓度大于85%)加入量为保证浸出过程pH为1~2,上述过程均在室温下进行,浸出时间为30min~30h。
(3)矿石分级:上述步骤(2)浸出后矿浆多采用水力旋流器或振动筛进行矿石分级,矿石分级粒度为60目,粗砂洗涤采用真空过滤,洗涤液为吸附尾液,洗水体积与矿石质量比为2~3:1,洗涤级数3~8级。
(4)细泥矿浆离子交换吸附铀:上述步骤(3)得到的细泥矿浆与粗砂洗涤液合并后采用多级槽式离子交换设备吸附铀,树脂选用阴离子交换树脂(例如201×7,D201、D231、301等)。吸附过程接种氧化亚铁硫杆菌,并鼓入空气实现树脂与矿浆混合及树脂的提升转移,吸附结束后,60目振动筛筛分树脂与细泥矿浆,吸附过程通过树脂不断吸附铀,降低水中铀浓度,并通过氧化亚铁硫杆菌促进Fe2+氧化、矿石中硫化物的氧化并产生H+,使得该过程细颗粒矿石中的铀得以进一步浸出;吸附后细泥矿浆沉降过程,絮凝剂加入量为以原矿质量计0~300g/,絮凝剂可以选择阴离子、阳离子、两性或非离子有机高分子絮凝剂;底流输送至尾矿坝,溢流返回浸出及洗涤过程循环使用。
(5)淋洗:上述步骤(4)中振动筛分离后得到的负载树脂采用5wt%~15wt%稀硫酸淋洗,得到贫树脂和淋洗液。
(6)萃取:对步骤(5)中淋洗液进行萃取,萃取剂为胺类萃取剂,可以选用伯胺、仲胺及叔胺作为萃取剂,仲辛醇、混合醇、异戊醇、异癸醇等醇类或TBP、TRPO等酯类的一种或几种作为改良剂,萃取剂体积分数为2%~10%,改良剂体积分数为0~20%,溶剂体系为磺化煤油,萃取试验在箱式混合澄清器或离心萃取剂中进行,萃取温度室温~40℃,两相接触时间为1min~10min,淋洗液与萃取剂流比为0.3~3:1,萃取结束后得到萃余水和负载铀的有机相,该萃余水添加硫酸返回步骤(5)作为淋洗剂使用。
(7)反萃取:上述步骤(6)中负载铀的有机相采用硫酸铵,硫酸铵浓度为80~200g/L,反萃取过程加入氨水控制终点pH 4~4.5,得到反萃取液及贫有机相,贫有机相返回(6)萃取铀。
(8)沉淀:上述步骤(7)所得反萃取液通入氨气沉淀重铀酸铵,重铀酸铵经过滤洗涤后,得到重铀酸铵及沉淀母液,母液返回至(6)进行反萃取
(9)煅烧:上述步骤(8)中重铀酸铵经750~850℃煅烧2h~8h后,得到U3O8产品,煅烧过程产生的氨气返回(8),作为沉淀剂使用。
相对现有技术,本发明技术方案带来的有益技术效果:
本发明通过搅拌浸出工艺浸出边界品位铀矿石中铀并获得U3O8产品,不但实现了边界品位铀矿石中铀的高效回收,回收率达到81%以上,而且可以降低边界品位铀矿石处理过程中破磨、浸出固液分离等工序的能耗,整体矿石处理过程中电耗低于20kwh,回收铀过程中各工艺体系溶液及氨气等可以循环使用,有效减少了试剂消耗,极大降低了铀回收过程的成本。
附图说明
图1为基于搅拌浸出的从边界品位铀矿石中提取U3O8方法的原则流程。边界品位铀矿石经破磨后,进行浓矿浆搅拌浸出,浸出矿浆经多级逆流倾析,含少量细泥的溢流采用矿浆离子交换设备进行吸附,负载铀的树脂硫酸淋洗,淋洗液经萃取-反萃取进一步富集铀,反萃取液沉淀重铀酸铵,重铀酸铵经煅烧得到U3O8。
具体实施方式
以下具体实施例旨在进一步详细说明本发明内容,而不是限制本发明权利要求的保护范围。
实施例1
某边界品位铀矿石,铀品位0.029%。从其中回收铀制备U3O8,具体步骤如下:
(1)矿石破磨:矿石破碎磨细至-2mm目(占比80%)。
(2)搅拌浸出:上述步骤(1)中矿石搅拌浸出,液固体积质量比为0.3mL/g,浓硫酸加入量相对矿石质量计为3.5%,硫酸铁加入量相对矿石质量计为1.6%,浸出时间9h,浸出过程Fe3+浓度3.5g/L,pH为1.65。
(3)矿石分级:上述步骤(2)中浸出后矿浆振动筛进行矿石分级,分级粒度60目;粗砂真空过滤,四段逆流洗涤,每段洗涤洗水体积与矿石质量比为0.5mL:1g,洗水为吸附尾液。
(4)细泥矿浆离子交换吸附铀:上述步骤(3)中的粗砂洗水与细泥矿浆混合,细泥矿浆接种氧化亚铁硫杆菌,采用6级槽式矿浆离子交换设备吸附铀,树脂为201*7阴离子交换树脂,树脂投加量与细泥矿浆体积比为1:200,单级停留时间为15min,空气混合树脂与矿浆,吸附后细泥矿浆泵送至振动筛,分离树脂和矿浆;矿浆中加入20g/t(以原矿石质量计)的FZ3802两性絮凝剂输送进浓密机中进行固液分离,底流输送至尾矿坝,吸附尾液返回至步骤(2)、(3)分别用以浸出和粗砂洗涤。
(5)淋洗:上述步骤(4)中振动筛分离后得到的负载树脂采用10wt%稀硫酸淋洗,得到贫树脂和淋洗液。
(6)萃取:对步骤(5)中淋洗液进行萃取,萃取剂7%N235+3.5%TBP-磺化煤油溶液,萃取接触时间3min,萃取在5级逆流混合澄清器中进行,淋洗液与有机相流量比为1.5:1,得到萃余水和负载铀的有机相,该萃余水添加硫酸至质量分数为10%,返回步骤(5)作为淋洗剂使用。
(7)反萃取:步骤(6)中负载铀的有机相采用170g/L硫酸铵进行反萃,在3级逆流混合澄清其中进行反萃取,两相接触时间为5min,反萃取过程流比为有机相与反萃取剂之比为2:1,加入浓氨水调节反萃取过程pH为4.3得到反萃取液及贫有机相,贫有机相返回(6)萃取铀。
(8)沉淀:步骤(7)所得反萃取液通入氨气沉淀重铀酸铵,终点pH为7.3,重铀酸铵经过滤洗涤后,得到重铀酸铵及沉淀母液,母液返回至(6)补加硫酸铵后进行反萃取
(9)煅烧:步骤(8)中重铀酸铵经800℃煅烧3h,得到U3O8产品,煅烧过程产生的氨气返回(8),作为沉淀剂使用。
该边界品位铀矿石采用上述步骤提取U3O8,铀回收率81%,电耗为17kwh/t矿石,相较于常规搅拌浸出电耗40~50kwh,显著降低,U3O8水冶成本29.4万元/t,该工艺有效降低了矿石处理过程能耗及成本。相比较而言,不采用上述实施例中处理方法,搅拌浸出矿石破碎至0.5mm以下,在相同条件下进行搅拌浸出,浸出矿浆浓密后,溢流采用流化床塔式离子交换设备吸附回收铀,其余步骤同上述实施例,铀回收率76.3%,电耗为28kwh/t矿石,U3O8水冶成本38万元/t。
实施例2
某边界品位铀矿石,铀品位0.026%。从其中回收铀制备U3O8,具体步骤如下:
(1)矿石破磨:矿石破碎磨细至-1mm目(占比80%)。
(2)搅拌浸出:上述步骤(1)中矿石搅拌浸出,液固体积质量比为0.3mL/g,浓硫酸加入量矿石质量计2.55%,硫酸铁加入量以矿石质量计1.7%,浸出时间9h,浸出过程Fe3+浓度2.9g/L,pH为1.80。
(3)矿石分级:上述步骤(2)中浸出后矿浆振动筛进行矿石分级,分级粒度60目;粗砂真空过滤,五段逆流洗涤,每段洗涤洗水体积与矿石质量比为0.5mL:1g,洗水为吸附尾液。
(4)细泥矿浆离子交换吸附铀:上述步骤(3)中的粗砂洗水与细泥矿浆混合,细泥矿浆接种氧化亚铁硫杆菌,采用6级槽式矿浆离子交换设备吸附铀,树脂为201*7阴离子交换树脂,树脂投加量与细泥矿浆体积比为1:240,单级停留时间为30min,空气混合树脂与矿浆,吸附后细泥矿浆泵送至振动筛,分离树脂和矿浆;矿浆中加入45g/t(以原矿石质量计)的CZ5005阳离子絮凝剂输送进浓密机中进行固液分离,底流输送至尾矿坝,吸附尾液返回至步骤(2)、(3)分别用以浸出和粗砂洗涤。
(5)淋洗:上述步骤(4)中振动筛分离后得到的负载树脂采用9wt%稀硫酸淋洗,得到贫树脂和淋洗液。
(6)萃取:对步骤(5)中淋洗液进行萃取,萃取剂5%N235+2%混合醇-磺化煤油溶液,萃取接触时间5min,萃取在5级逆流混合澄清器中进行,淋洗液与有机相流量比为1.2:1,得到萃余水和负载铀的有机相,该萃余水添加硫酸至质量分数为9%,返回步骤(5)作为淋洗剂使用。
(7)反萃取:步骤(6)中负载铀的有机相采用140g/L硫酸铵进行反萃,在4级逆流混合澄清其中进行反萃取,两相接触时间为3min,反萃取过程流比为有机相与反萃取剂之比为3:1,加入浓氨水调节反萃取过程pH为4.0,得到反萃取液及贫有机相,贫有机相返回(6)萃取铀。
(8)沉淀:步骤(7)所得反萃取液通入氨气沉淀重铀酸铵,终点pH为7,4,重铀酸铵经过滤洗涤后,得到重铀酸铵及沉淀母液,母液返回至(6)补加硫酸铵后进行反萃取
(9)煅烧:步骤(8)中重铀酸铵经800℃煅烧6h,得到U3O8产品,煅烧过程产生的氨气返回(8),作为沉淀剂使用。
该边界品位铀矿石采用上述步骤提取U3O8,铀回收率81%,电耗为17kwh/t矿石,相较于常规搅拌浸出电耗40~50kwh,显著降低,U3O8水冶成本29.4万元/t,该工艺有效降低了矿石处理过程能耗及成本。
该边界品位铀矿石采用上述步骤提取U3O8,铀回收率83.2%,电耗为17.5kwh/t矿石,U3O8水冶成本31.5万元/t,该工艺有效降低了矿石处理过程能耗及成本。
对比实施例1
将实施例2中相同的边界品位铀矿石采用常规的搅拌浸出,将矿石破碎至0.5mm以下,在与实施例2相同条件下进行搅拌浸出,浸出矿浆直接真空袋式过滤机过滤,滤液采用流化床塔式离子交换设备吸附回收铀,树脂易板结,尾液铀浓度65mg/L,其余步骤同上述实施例2,铀回收率仅为74.3%,电耗为42kwh/t矿石,U3O8水冶成本41万元/t。
Claims (10)
1.一种基于搅拌浸出的从边界品位铀矿石中提取U3O8的方法,其特征在于:包括以下步骤:
1)将边界品位铀矿石经过破碎和磨细后,进行搅拌浸出,得到浸出矿浆;
2)将浸出矿浆进行分级,分离出细泥矿浆;
3)将细泥矿浆采用离子交换树脂进行吸附铀后,筛分出载铀树脂;
4)将载铀树脂采用稀酸淋洗,所得淋洗液经过萃取和反萃,得到含铀溶液;
5)将氨气通入含铀溶液中进行沉淀,得到重铀酸铵沉淀;
6)将重铀酸铵沉淀进行煅烧,得到U3O8。
2.根据权利要求1所述的一种基于搅拌浸出的从边界品位铀矿石中提取U3O8的方法,其特征在于:所述边界品位铀矿石经过破碎和细磨至粒度满足-2mm粒级的质量占比不低于80%。
3.根据权利要求1或2所述的一种基于搅拌浸出的从边界品位铀矿石中提取U3O8的方法,其特征在于:所述搅拌浸出的条件为:矿浆的液固比为0.3:1L/kg~0.5:1L/kg,浸出剂为硫酸和硫酸铁,所述硫酸铁的加入量以控制矿浆中Fe3+浓度为2g/L~10g/L,所述硫酸的加入量以控制矿浆中pH为1~2,浸出温度为室温,浸出时间为30min~30h。
4.根据权利要求1所述的一种基于搅拌浸出的从边界品位铀矿石中提取U3O8的方法,其特征在于:所述分级粒度为60目。
5.根据权利要求1或4所述的一种基于搅拌浸出的从边界品位铀矿石中提取U3O8的方法,其特征在于:所述分级过程中,分离出细泥矿浆后所得粗砂通过洗涤后运送至尾矿坝;所述洗涤采用水或吸附铀过程中产生的尾液,洗涤所得洗水与细泥矿浆合并处理。
6.根据权利要求1所述的一种基于搅拌浸出的从边界品位铀矿石中提取U3O8的方法,其特征在于:所述吸附铀过程中在细泥矿浆中接种氧化亚铁硫杆菌,并在细泥矿浆中鼓入空气。
7.根据权利要求1所述的一种基于搅拌浸出的从边界品位铀矿石中提取U3O8的方法,其特征在于:所述吸附铀过程中,筛分分离出负载树脂后所得脱铀细泥矿浆经过絮凝和浓密处理,底流输送至尾矿坝,溢流循环至搅拌浸出或洗涤过程使用。
8.根据权利要求1所述的一种基于搅拌浸出的从边界品位铀矿石中提取U3O8的方法,其特征在于:所述稀酸为浓度在5wt%~15wt%范围内的稀硫酸。
9.根据权利要求1所述的一种基于搅拌浸出的从边界品位铀矿石中提取U3O8的方法,其特征在于:所述萃取采用胺类萃取剂;所述反萃采用硫酸铵溶液和氨水反萃剂,反萃控制终点的pH为4~4.5。
10.根据权利要求1所述的一种基于搅拌浸出的从边界品位铀矿石中提取U3O8的方法,其特征在于:
所述萃取过程中,产生的萃余液循环至淋洗过程使用;
所述煅烧过程中,产生氨气循环至沉淀过程使用。
Priority Applications (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
CN202211594202.4A CN115838874A (zh) | 2022-12-13 | 2022-12-13 | 一种基于搅拌浸出的从边界品位铀矿石中提取八氧化三铀的方法 |
Applications Claiming Priority (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
CN202211594202.4A CN115838874A (zh) | 2022-12-13 | 2022-12-13 | 一种基于搅拌浸出的从边界品位铀矿石中提取八氧化三铀的方法 |
Publications (1)
Publication Number | Publication Date |
---|---|
CN115838874A true CN115838874A (zh) | 2023-03-24 |
Family
ID=85578493
Family Applications (1)
Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
---|---|---|---|
CN202211594202.4A Pending CN115838874A (zh) | 2022-12-13 | 2022-12-13 | 一种基于搅拌浸出的从边界品位铀矿石中提取八氧化三铀的方法 |
Country Status (1)
Country | Link |
---|---|
CN (1) | CN115838874A (zh) |
Citations (11)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
US4155982A (en) * | 1974-10-09 | 1979-05-22 | Wyoming Mineral Corporation | In situ carbonate leaching and recovery of uranium from ore deposits |
AU1528992A (en) * | 1991-05-06 | 1992-11-12 | Technische Universiteit Delft | High yield method of growing thiobacillus ferrooxidans on formate |
CN101659962A (zh) * | 2009-08-10 | 2010-03-03 | 南华大学 | 一种生长速度快且耐铀和耐热能力强的氧化亚铁硫杆菌基因工程菌株制备方法和应用 |
US20140044615A1 (en) * | 2011-02-15 | 2014-02-13 | Clean Teq Holding Limited | Method and system for extraction of uranium using an ion-exchange resin |
CN103866122A (zh) * | 2014-01-06 | 2014-06-18 | 东华理工大学 | 一种铀钼矿微生物溶浸及铀钼富集分离方法 |
CN104531987A (zh) * | 2014-12-22 | 2015-04-22 | 核工业北京化工冶金研究院 | 一种降低富含石膏碱性铀矿石浸出碱耗的方法 |
CN104745498A (zh) * | 2013-12-30 | 2015-07-01 | 北京有色金属研究总院 | 一种耐氟浸矿菌及其应用于高氟铀矿的高效浸出工艺 |
CN105714115A (zh) * | 2016-05-09 | 2016-06-29 | 东华理工大学 | 一种碳硅泥岩型铀矿石细菌浸铀方法 |
CN106609252A (zh) * | 2015-10-26 | 2017-05-03 | 北京有色金属研究总院 | 耐氟浸矿混合菌及其用于铀矿石中铀的两段浸出工艺 |
RU2016132276A (ru) * | 2016-08-04 | 2018-02-08 | Федеральное государственное автономное образовательное учреждение высшего образования "Севастопольский государственный университет" | Способ выщелачивания урана из пород с незначительным его содержанием |
CN111410231A (zh) * | 2020-04-24 | 2020-07-14 | 核工业北京化工冶金研究院 | 一种从优溶渣中制备八氧化三铀的方法 |
-
2022
- 2022-12-13 CN CN202211594202.4A patent/CN115838874A/zh active Pending
Patent Citations (11)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
US4155982A (en) * | 1974-10-09 | 1979-05-22 | Wyoming Mineral Corporation | In situ carbonate leaching and recovery of uranium from ore deposits |
AU1528992A (en) * | 1991-05-06 | 1992-11-12 | Technische Universiteit Delft | High yield method of growing thiobacillus ferrooxidans on formate |
CN101659962A (zh) * | 2009-08-10 | 2010-03-03 | 南华大学 | 一种生长速度快且耐铀和耐热能力强的氧化亚铁硫杆菌基因工程菌株制备方法和应用 |
US20140044615A1 (en) * | 2011-02-15 | 2014-02-13 | Clean Teq Holding Limited | Method and system for extraction of uranium using an ion-exchange resin |
CN104745498A (zh) * | 2013-12-30 | 2015-07-01 | 北京有色金属研究总院 | 一种耐氟浸矿菌及其应用于高氟铀矿的高效浸出工艺 |
CN103866122A (zh) * | 2014-01-06 | 2014-06-18 | 东华理工大学 | 一种铀钼矿微生物溶浸及铀钼富集分离方法 |
CN104531987A (zh) * | 2014-12-22 | 2015-04-22 | 核工业北京化工冶金研究院 | 一种降低富含石膏碱性铀矿石浸出碱耗的方法 |
CN106609252A (zh) * | 2015-10-26 | 2017-05-03 | 北京有色金属研究总院 | 耐氟浸矿混合菌及其用于铀矿石中铀的两段浸出工艺 |
CN105714115A (zh) * | 2016-05-09 | 2016-06-29 | 东华理工大学 | 一种碳硅泥岩型铀矿石细菌浸铀方法 |
RU2016132276A (ru) * | 2016-08-04 | 2018-02-08 | Федеральное государственное автономное образовательное учреждение высшего образования "Севастопольский государственный университет" | Способ выщелачивания урана из пород с незначительным его содержанием |
CN111410231A (zh) * | 2020-04-24 | 2020-07-14 | 核工业北京化工冶金研究院 | 一种从优溶渣中制备八氧化三铀的方法 |
Similar Documents
Publication | Publication Date | Title |
---|---|---|
CN101698904B (zh) | 有色金属硫化矿物的浸出方法及其浸出滤渣中的硫磺回收方法 | |
CN102329955A (zh) | 全湿法处理红土镍矿生产电解镍的综合方法 | |
CN103468979A (zh) | 从红土镍矿冶炼铁铝渣中回收钪的方法 | |
CN106892453A (zh) | 水洗滤液用于酸解浸取的方法 | |
CN105695745A (zh) | 一种低品位冰铜渣金属资源综合回收工艺 | |
CN103468949A (zh) | 一种含钪氢氧化镍钴的处理方法 | |
CN100371471C (zh) | 一种氧化镍矿的处理方法 | |
CN1657423A (zh) | 一种从低品位碳酸锰及氧化锰矿回收硫酸锰的方法 | |
CN103468972A (zh) | 红土镍矿综合回收钪和镍钴的处理方法 | |
CN103484695A (zh) | 红土镍矿综合回收有价元素的处理方法 | |
CN112221695B (zh) | 一种不同氧化率氧化铜矿的选冶联合提铜方法 | |
CN103468948A (zh) | 含钪氢氧化镍钴综合回收金属的方法 | |
CN103468980A (zh) | 一种红土镍矿提取钪的方法 | |
WO2016181673A1 (ja) | 鉱石スラリーの前処理方法、鉱石スラリーの製造方法 | |
CN113846214B (zh) | 一种湿法炼锌生产中含锌物料的处理方法 | |
CN103805789B (zh) | 一种铜镍渣的综合回收有价金属的方法 | |
CN101760652B (zh) | 选冶联合流程处理难选复杂型钼矿的工艺方法 | |
CN111575485A (zh) | 一种降低稀土渣放射性的回收处理方法 | |
CN219731021U (zh) | 锂辉石冶炼渣资源化综合利用系统 | |
CN1023693C (zh) | 石煤灰渣提取五氧化钒工艺流程 | |
CN111225988A (zh) | 硫化铜精矿的氧压浸出方法及铜冶炼方法 | |
CN109777953B (zh) | 一种低品位氧化及硫化铜矿环保回收工艺 | |
CN105671324A (zh) | 从富铼渣中制备铼酸铵的方法 | |
CN104402062A (zh) | 一种硫铁矿烧渣制备三氯化铁的方法 | |
CN105523590A (zh) | 一种制备三氯化铁的方法 |
Legal Events
Date | Code | Title | Description |
---|---|---|---|
PB01 | Publication | ||
PB01 | Publication | ||
SE01 | Entry into force of request for substantive examination | ||
SE01 | Entry into force of request for substantive examination |