JPS588286B2 - ウラン同位体濃縮法の改良 - Google Patents

ウラン同位体濃縮法の改良

Info

Publication number
JPS588286B2
JPS588286B2 JP52014004A JP1400477A JPS588286B2 JP S588286 B2 JPS588286 B2 JP S588286B2 JP 52014004 A JP52014004 A JP 52014004A JP 1400477 A JP1400477 A JP 1400477A JP S588286 B2 JPS588286 B2 JP S588286B2
Authority
JP
Japan
Prior art keywords
uranium
tetravalent
phase
trivalent
compound
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.)
Expired
Application number
JP52014004A
Other languages
English (en)
Other versions
JPS5298899A (en
Inventor
ジヤツク・オベール
モーリス・キヤロル
ロジエ・ネージユ
Current Assignee (The listed assignees may be inaccurate. Google has not performed a legal analysis and makes no representation or warranty as to the accuracy of the list.)
KOMITSUSARIA TA RENERUGII ATOMIIKU
Original Assignee
KOMITSUSARIA TA RENERUGII ATOMIIKU
Priority date (The priority date 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 date listed.)
Filing date
Publication date
Application filed by KOMITSUSARIA TA RENERUGII ATOMIIKU filed Critical KOMITSUSARIA TA RENERUGII ATOMIIKU
Publication of JPS5298899A publication Critical patent/JPS5298899A/ja
Publication of JPS588286B2 publication Critical patent/JPS588286B2/ja
Expired legal-status Critical Current

Links

Classifications

    • BPERFORMING OPERATIONS; TRANSPORTING
    • B01PHYSICAL OR CHEMICAL PROCESSES OR APPARATUS IN GENERAL
    • B01DSEPARATION
    • B01D59/00Separation of different isotopes of the same chemical element
    • B01D59/28Separation by chemical exchange
    • B01D59/32Separation by chemical exchange by exchange between fluids

Landscapes

  • Chemical & Material Sciences (AREA)
  • Chemical Kinetics & Catalysis (AREA)
  • Electrolytic Production Of Non-Metals, Compounds, Apparatuses Therefor (AREA)
  • Electrolytic Production Of Metals (AREA)
  • Medicines Containing Material From Animals Or Micro-Organisms (AREA)

Description

【発明の詳細な説明】 本発明は、二相間のカスケードでの化学的交換によって
ウラン同位体の一つについてウランの同位体濃縮をする
方法に関する。
なお、この二相の一つは水性相であり、また、ウランは
この二相中に異なる原子価状態で存在する。
ウランを濃縮する化学的方法は知られている。
日本特許出願第49−23220号(特公昭54−40
38号公報)の明細書によれば、交換は三価のウランU
lと四価のウランUIVとの間で行なわれる。
濃縮カスケードを形成するために多数のサブ−カスケー
ドを連結するだけで、十分な程度の濃縮が行なわれるこ
ともまた周知である。
濃縮が化学的経路による場合には、各サプーカスケード
は、第1の原子価(例えば、+3)状態のウランと、第
2の原子価(例えば、+4)状態のウランを有する他の
相との間の交換のための直列にガっている数個の接触ユ
ニット、235Uが減損されたウランが低い原子価状態
から高い原子価状態に酸化される酸化還流、及び235
Uが濃縮されたウランが高い原子価状態から低い原子価
状態へ還元される還元還流からなる。
本発明は、U■とUIVとの間の交換を利用し、且つ、
気体の発生がない酸化一還元電解ステップを利用した化
学的濃縮法であって、エネルギ消費を実質的に減少させ
ることが可能な化学的濃縮法を提供することを目的とす
る。
また、本発明は、また、亜鉛アマルガムによるウランの
還元を利用し、且つ、亜鉛アマルガムの再生及びウラン
の酸化を行なうための酸化一還元組合せステップを利用
した、気体の発生がない化学的交換経路によるウラン濃
縮法を提供することを目的とする。
前記した目的を達成すべく、本発明によれば、三価のウ
ランの化合物と、このウラン化合物と非反応性である四
価のウランの化合物との間で同位体交換を行なわせて、
四価のウランの化合物中にウラン同位体のうちの軽いウ
ラン同位体の濃縮を行なう方法であって、 三価のウランの化合物を有する水性酸相と四価のウラン
の化合物を有する別異の相とを該水性酸相と該別異の相
との間でいずれの原子価のウランに関しても正味の物質
移動が実質的に生じないような条件下で接触させるステ
ップ、 この接触の後、予じめウランを減損せしめた前記水性酸
相によって、前記別異の相から四価のウランを抽出する
ステップ、 前記別異の相との新たな接触の前に、前記別異の相との
前記接触を経た前記水性酸相中のウランの三価から四価
への原子価変換と、前記抽出によって得られた前記水性
酸相中のウランの四価から三価への原子価変換とを、同
一の電解槽中において少なくとも一つの隔膜を介して画
成されたアノード室とカソード室とで夫々行なうステッ
プ、並びに 前記原子価変換によって得られた四価のウランを前記抽
出によってウランが予め減損せしめられた前記別異の相
に移行せしめるステップ を繰り返すことからなるウラン同位体の濃縮方法、乃至 三価のウランの化合物と、このウラン化合物と非反応性
である四価のウランの化合物との間で同位体交換を行な
わせて、四価のウランの化合物中にウラン同位体のうち
の軽いウラン同位体の濃縮を行なう方法であって、 (a)三価のウランの化合物を有する水性酸相と四゛価
のウランの化合物を有する別異の相とを該水性酸相と該
別異の相との間でいずれの原子価のウランに関しても正
味の物質移動が実質的に生じないような条件下で接触さ
せるステップ、(b)この接触の後、予じめウランを減
損せしめた前記水性酸相によって、前記別異の相から四
価のウランを抽出するステップ、 (c)前記抽出によって得られた四価のウランを有する
水性酸相を1.1乃至1.8重量%の亜鉛を含む亜鉛ア
マルガムに接触させて、四価のウランを三価の状態に化
学的に還元せしめるステップ、(a) 前記の四価の
ウランを有する水性酸相との接触を経た亜鉛アマルガム
を電解槽のカソードとして該電解槽のカソード室中を流
すことにより亜鉛アマルガムを再生せしめると共に、こ
の電解槽のアノード室で前記別異の相との前記接触を経
た三価のウランを有する水性酸相のウランを四価の状態
に酸化せしめるステップ、並びに(e)前記二つの原子
価変換のうちの一方の原子価変換によって得られた四価
のウランを、前記抽出によってウランが予め減損せしめ
られた前記別異の相に移行せしめるステップ を繰り返すことからなるウラン同位体の濃縮方法が提供
される。
第1発明によれば、四価のウランは、電解により、三価
のウランに還元される。
第2発明によれば、水溶液中の四価のウランUI%’は
亜鉛アマルガム中に含まれる亜鉛によって還元され、ま
た、アマルガムは電解により再生される。
ウランの酸化は、鉛、鉛アマルガム、グラファイト(遊
離酸素がない場合)、水銀又はタンタルのアノードを用
いて電解によって行なってもよい,鉛が一般的に有利で
ある。
この場合、アマルガムと亜鉛塩水溶液とが供給される電
解槽のカソード室中において、還元が行なわれる。
アマルガムは、典型的には、出口において1.1重量係
乃至1,8重量%の亜鉛を含有する。
水溶液は、入口において4〜5NのZnCt2を有し、
出口において3〜4NのZnCt2を有する塩酸溶液で
あることが好ましい。
電解のファラデー収率ηFが完全還元が行なわれる場合
の方法におけるよりも実質的に高いためには、出口にお
いて十分な量のZnCt2が存在する。
例示的に示した下記の好ましい実施例の記述から、本発
明はさらに理解されるであろう。
添附図面において、第1図( Fig.1 )は、先行
技術による化学的交換サプーカスケードの簡単な説明図
であり、第2図(Fig.2)は、本発明の一実施例に
よるサブーカスケードの図式的説明図であって、ウラン
の還元が水性相の直接電解によって行なわれることを示
したものであり、第3図(Fig.3)は、本発明の別
の実施例によるサプーカスケードの図式的説明図であっ
て、ウランの還元が二相交換によって亜鉛アマルガム上
で行われ、かつ亜鉛アマルガムが電解によって還元され
ることを示したものであり、第4図( Fig.4 )
は、第3図のサブーカスケードの変形例を示したもので
ある。
第1図を参照するに、+3の原子価状態のウランを含有
する水性相(例えば、塩酸相)と■の原子価状態のウラ
ンを含有する有機相との間の交換による、235同位体
を有する天然ウランの同位体濃縮のために、サブーカス
ケードが使用されることは明らかであろう。
このようなサブーカスケードは、日本特許出願第49−
23220号(特公昭54−4038号公報)の明細書
中に記載されている。
水性相はループ8を通って流れ、また、有機相はループ
9を通って流れる。
同位体交換バッテリー11は、夫々が接触器(例えば、
ミキサーセトラー)を有するP個の同一段から成る。
各段は、1,・・・・・・n 1 r n s n
+ 1 +・・・・・・Pによって示されている。
接触器nについていえば、接触器n +1から流出した
+3の原子価状態のウランを含有する水性相がパス2を
通って流入し、■の原子価状態のウランを含有する有機
相(接触器n−1からパス3を通って流入する)と混合
せしめられる。
接触および分離の後で、水性相および有機相は、各々、
パス4及び5を通って流出する。
三価のウランを含有する水性相では、接触器1に達する
まで、同位体235が次第に減損せしめられ、一方、四
価のウランを含有する有機相では、接触器Pに達するま
ど、同位体235が次第に濃縮される。
Bを各段又は接触器での濃縮係数、Rnをウランの同位
体の濃度比((同位体235の濃度)/(同位体238
の濃度)で入口において等しいと推定される)とすると
、有機相の235Uの濃度は、接触器nの出口において
Rn−Bである。
この同位体交換において、水性相及び有機相聞で、三価
及び四価のウランの正味の物質移動は実質的に生じない
パス6で同位体交換バッテリー11から流出する有機相
は「富化還流器」又は「還元還流器」7の抽出器21に
入り、ここで、四価の235U濃縮ウランはパス8から
到達するウラン減損水性相によって抽出され、ついで、
三価のウランに還元される。
三価のウランUIIIを有する水性相は、パス10を介
して同位体交換バッテリー11に再導入される。
同様ニ、パス12を通った水性相は、「減損」又は「酸
化」還流器13に入る。
三価の235U減損ウランは、電解槽23から流入する
塩素によって四価に酸化され、ウランが予め減損せしめ
られたパス9からの有機相によって抽出器24で抽出さ
れる。
有機相は、パス14を介して同位体交換バッテリー11
に再導入される。
濃縮サブーカスケードに関して計算上は、1乃至Pの各
段での「上昇」流速及び「下降」流速を、同位体の再混
合を防止するように、すなわち、パス3のウランをパス
2のウランと同一の同位体濃縮度にするように、調整す
ることが有利である。
この条件は経済的に実現し得ないが、複数の「方形」サ
ブーカスケード間の部分的還流によってこの理想形状に
できるだけ近づけることが有利である。
第1図においては、ウランは導入路15において非常に
小さい流速で導入され、一方、235Uが濃縮されたウ
ラン及び235Uが減損されたウランは、各々、取出路
17及び16において同様に小さい流速で取り出される
有機相はトリイソブチルホスフエート(TIBP)のよ
うな溶剤であってもよく、また、水性相は塩酸溶液であ
ってもよい。
有機相はUCt4を含有し、水性相はUCt3を含有す
る。
接触器11から流出した235Uの濃縮された有機相は
、抽出器21中において水性相(低濃度で塩酸を含む水
)にウランを与える。
UCt4を有する水性相はパス22において酸性化され
る。
四価のウランは、ついで、バッテリー11に入る前に電
解槽23中において三価のウランに還元される。
同位体交換の後に、235Uが減損された水性相中に含
まれるウランは、水性相が抽出器24に達する前に酸化
ユニット40で酸化される。
なお、抽出器24においては、四価のウランが第1の抽
出器21から到達する有機相の「下降」流によって完全
に抽出される。
第2の抽出器24においてウランが抽出された水性相は
、脱酸器25で脱酸され、第1の抽出器21に循環する
第1図の装置においては還元にかなりのエネルギが消費
される。
第2図の装置においては、エネルギ消費が実質的に減少
せしめられる。
第1図の構成要素に相当する第2図の構成要素には同一
の符号を付してある。
第2図において、還元ユニット23および酸化ユニット
40は、隔膜43を有する同一電解槽42からなる。
抽出器21から流出する四価のウランU+4を含む水性
酸相は、電解槽42のカソード室に導かれる。
三価に還元されたウランを含む水性相は、電解槽から取
り出される。
還元は連続的に行なわれる。
同時にバッテリー11からの三価のウランU+Sを含む
水性酸相は、電解槽42のアノード室を通って流れる。
なお、アノード室においては、三価ウランが四価に酸化
される。
還元および酸化は、下記式に従って行なわれる。
カソードにおいて、 U+4+e 一→U+3(E0c=−0.63V)(1
)アノードにおいて、 U+3−’U”+e (E0a=−0.63V)(
2)E0a及びE0c(式(1)及び(2)の酸化還元
電位)は等しいので、理論的最少電解電圧は、電流が零
の場合、零である。
明らかなように、反応が続行するためにはカソードとア
ノードとの間にある程度の電流が流れる筈であり、その
結果、電流と共に増加する電圧差が維持されるべきであ
る。
しかしながら、この方法の利点は、式(1)および(2
)と、アノードにおいて塩素の放出を伴うUCl4の還
元のための相当式とを比較してみた場合明らかである。
この式をつぎに示す。
カソードにおいて、 U+4+e −”U+3( E0c = − 0.
6 3 V )アノードにおいて、 Cl −” ’/2Ct2 + e ( E 0a
=+1.39V )したがって、最少電解電位E0は、 E0=E0a − E0c = 2.0 2 Vである
同一の電解槽42の二つの電極室でウランの酸化と還元
とを行なわせるようにした酸化還元電解は、したがって
、塩素の放出を伴う還元電解に比較して、電圧に関して
約2ボルトの経済性を与える。
アノードにおいてガスの発生(例えばUO2Cl2の還
元のためには02)を伴うどんな電解に対しても同様な
結果が得られるであろう。
ウランの酸化は、U+3イオンがアノードに接触すると
きの電子交換によって行なわれる。
したがって、このアノードは、次の条件にかなわなけれ
ばならない。
アノードは、U十3/U+4系よりも大きい酸化還元電
位を有さなければならず、また、電流が流れないときに
U+3を酸化してはならない6これらの基準にかなう種
々の物質のうちで、鉛、鉛アマルガム、グラファイト、
水銀及びタンタルが好ましい。
鉛を用いる場合に最良の結果が得られた。
三価から四価へのウランの酸化を生じないよう,な酸化
還元電位を有する物質で、カソードも同様に作製されな
ければならない。
カソードのだめの実用的物質は、水銀だけであると思わ
れる。
二つの相中に存在するウランの同位体組成が異なるため
に、隔膜を横切る相混合は避けられねばJならない。
例えば下記の方法で満足な結果が得られた。
イオン交換材料よりなる不通過性隔膜が用いられる。
例えば[ナフイオン425J(NAFION425)の
名称でデュポン・ド・ニュムール 4(DUPONT
DE NEMOURS)によって販売されているタイプ
のカチオン交換体隔膜(サイズが大きい板として入手可
能であり、補強構造物によって支持され得る)が用いら
れる。
多孔性材料の複合隔膜もまた、基本隔膜間の捕捉流吉共
に用いてもよい。
多孔性ガラスの三つの平行壁から成る複合装置(二つの
平らな室をカソード室とアノード室との間で限定する)
を用いて、試験を行なった。
この平らな室の各各は近接した室から混入してくるウラ
ンをすべて除去し得る強酸水溶液によって掃引乃至掃除
される。
ウランは、後に、同一同位体組成で回収される。
種々の電解槽を用いてもよい。
しかしながら、3価へのウランの遺元後にウランと接触
する表面は、電気的に絶縁性で、且つ酸化性の不純物を
ウラン溶液中に放出しない表面であるべきである。
好ましくは、フランス特許出願第76−03017号(
日本特許出願昭和52年第9611号、特開昭52−9
4803号公報)の明細書に記載されているタイプの直
立型電解槽が用いられる。
この電解槽は、基本的には、1つもしくは2つ以上の水
平な溝の底壁に設けられた多数の開口から連続的に垂直
に流れ落ちる実質的に円筒状の多数の水銀流からなるカ
ソードを有する。
フランス特許出願第76−03015号(日本特許出願
昭和52年第9152号、特開昭52−113377号
公報)の明細書に記載されているタイプの水平型電解槽
を用いても満足な結果が得られる。
立て型電解槽で行なった多数の実験は、下記の値を用い
て満足的に示される。
アノード室に収容される水性相 HCI:抵抗損を減少させるためには少なくとも3N U+3(UC13として):一般には、UIV含有有機
相との交換のために適切な範囲内のど んな含量でもよいが、IMの濃度が典型 的に用いられる。
カソード室に収容される水性相 HCI:0.7N乃至2Nである(典型的には約IN)
0.7Nより少ない場合には、スラツジが形成され、ま
た、2Nを越えるとファラ デー収率が急に減少する。
UCI4:一般的に約IM/t0 カソード電流密度:0.25A/(’771又はそれ以
上。
四価のウランUIVの最后の痕跡を三価ウランUIIに
還元するためのファラデー収率は低いであろうから、還
元は定量的である必要はない。
すなわち、四価のウランの一部は三価に還元されなくて
もよい。
四価のウランUIVの残渣量にかかわらず、四価のウラ
ンを洗浄溶液によって除去しても、また有機相との次ぎ
の接触に先立って回収してもよい。
第3図(第2図の要素に相当する要素は同一の符号によ
って示されている)では、四価のウランが亜鉛アマルガ
ムによって三価に還元される実施例が示されている。
抽出器21とバッテリー11との間の水性酸相のパスに
位置した接触器21中において、二相間の接触によって
還元が行なわれる。
内部表面が適当な特色を有するならば、すなわち、内部
表面が電気的に絶縁性であって水性相に酸化性不純物を
与える傾向にないならば、どんな通常の接触器27でも
良い。
この亜鉛アマルガムを用いる方法の主な利点は、電解に
より四価のウランを直接三価に還元するよりも亜鉛アマ
ルガムの回収の方がファラデー収率がさらに良いことで
ある。
典型的な接触器27は、直径数ミリメートルのガラス球
を有するカラムから成り、亜鉛アマルガムはこのガラス
球の床を横切って下方へ流れ、一方、水性相は上方に流
れる。
アマルガムは、比重の差異のために接触器21の底部に
おいて収集さ4れる。
高さ数十センチメートルの接触器27で還元がほぼ完全
に行なわれる。
亜鉛が1.8重量係より多い場合、亜鉛アマルガムがペ
ースト状である故、接触器27の入口における亜鉛のパ
ーセントは、一般的に、1.1重量係乃至1,5重量%
である。
亜鉛はU+4をU十sに還元し、水性相はZn+十を有
するようになる。
水性相は、同位体交換後に、電解槽42のアノード室に
入る。
電解槽42のカソード室には、亜鉛が減損されたアマル
ガムと抽出器24からのウランが減損された水性相とが
導入される。
下記のデータは、電解槽42の実行可能な一実施例であ
る。
カソード室の出口において、亜鉛アマルガムは、通常の
分離器(図示されていない)中で水溶液から分離される
分離が容易となるためには、比重が十分に相違する。
種々のアノードを用いて下記の実験的結果が得られた。
鉛を用いた場合最良の結果が得られることが判った。
沈積した亜鉛の量から計算されるファラデー収率は約0
.9である。
理論上の電圧は、塩素の放出を伴なう電解において用い
られる電圧よりも約3ボルトほど少ない。
下記の電流密度及び電圧値は、上記と同一の電解槽42
において、前記の陰極液と5NHC7からなる陽極液と
を用いた場合、実際に得られるものである。
鉛アノードを連続的に動かすことによって安定な電解電
流が得られる。
第4図には第3図の変形例が示されており、これは最少
の付加的設備を用いてファラデー収率をさらに改善する
ことを可能にするものである。
第3図の電解槽42のファラデー収率を限定するファク
ターの一つが、カソード室に導入される塩化亜鉛を実質
的に完全に還元しなければならないことである。
ZnCt2が流れる附加的ループを有する第4図の実施
例においては、この限定が除去される。
このことは、電解槽42のカソ一ド室の出口において陰
極液中に約3N乃至約4NのZ n C l2の残存を
許容する。
第3図の実施例におけるような単一段の脱酸ユット25
のかわりに、二段よりなる蒸留ユニット44が設けられ
ている。
蒸留乃至分留ユニット44は、ウランが減損された水溶
液を電解槽42のカソード室から受け取る。
この水溶液は、四価のウランUIVの有機相への移行が
十分に行なわれるように選択された濃度の塩酸(典型的
には約3N)、水性相中における塩析用イオンCt一の
規定度が抽出器24においてウランを有機相中に完全に
移行させるのに十分である程度(例えば、3N)のアル
カリ金属ハロゲン化物(典型的にはLick)、及び典
型的には4乃至5Nの’lnct2 (この塩析作用は
一般的に無視してもよい)を有する。
蒸留ユニット44は通常のものでよい。
温度上昇に応じて、下記の化合物乃至混合物が順次収集
される。
パス45において、殆んど無水の塩酸が取り出される。
この塩酸は、接触器(還元ユニット)27中の水性相の
酸性度を調整するために(この酸性度はアマルガムとの
反応が生じない程度に低く且つU+3を溶液中に維持し
得る程度に高く、典型的には約2.5N)、ついでバッ
テリー11中の酸性度を調整するために(典型的には約
4N)、最后に抽出器24中の酸性度を調整するために
用いられる。
流速を調整するためには、第3図において説明したと同
様なバルブを備えてもよい。
パス46において、抽出器21に導ひかれるわずかな酸
水溶液が取り出される。
パス47において、抽出器24の直ぐ上流側で水性相に
循環されるLiClおよびZnCl2の濃水溶液が取り
出される。
結果として、電解槽42のカソード室には下記のものが
入れられる。
−水銀および亜鉛アマルガム。
これは、ループ48(第4図の破線)に沿って流れ、亜
鉛の割合が電解槽42中で増加し、還元ユニット27中
で減少する。
一4乃至5NのZnC72を含有する水性酸相。
尚、この一部は、化学的に亜鉛に還元され、この亜鉛は
アマルガムによって捕捉される。
例えば、アマルガム中の亜鉛の量は、電解槽42の入口
において1.1重量係であり、電解槽42の出口におい
て1.5重量係であり、これに相関して水性相のZnC
72の濃度はIN分減少する。
カソード室の出口kおける水性相のZnCt2濃度は、
満足し得るファラデー収率を得るに十分である。
この結果は第4図に太い実線で示した補助的ループの使
用によって得られる。
理論上の最少電解電圧は、第2図の場合き異なり零では
なく以下のとおりであり、 EOa =−0.63V (3価から4価へのウランの酸化) EOc =−0.76V (Zn2+の還元) E0=0.13Vである。
し7l1シながら、この値は、第1図の例におけるより
も低い。
上述した装置に多くの変形を行なってもよい。
例えば、二つの相が水性相および固体相である装置中に
おいて、還元および酸化が水性相中で行なわれる条件で
、これらの変形を採用することができる。
適当な物質が用いられるならば、Ct−イオンを臭素、
沃素又は弗素のイオンで置き換えてもよむ)。
【図面の簡単な説明】
第1図(Fig.1)は、先行技術による化学的交換サ
ブーカスケードの簡単な説明図、第2図( Fig.2
)はウランの還元が水性相の直接電解によって行なわれ
ることを示した本発明の一実施例によるサブーカスケー
ドの図式的説明図、第3図(Fig.3)は、ウランの
還元が二相交換によって亜鉛アマルガム上で行なわれ、
かつ、亜鉛アマルガムが電解によって還元されることを
示した本発明の別の実施例によるサブーカスケードの図
式的説明図、第4図(Fig.4)は、第3図のサブー
カスケードの変形例の説明図である。 11・・・同位体交換バッテリー、21.24・・・抽
出器、23.42・・・電解槽、43・・・隔膜、44
・・一蒸留ユニット。

Claims (1)

  1. 【特許請求の範囲】 1 三価のウランの化合物と、このウラン化合物と非反
    応性である四価のウランの化合物との間で同位体交換を
    行なわせて、四価のウランの化合物中にウラン同位体の
    うちの軽いウラン同位体の濃縮を行なう方法であって、 三価のウランの化合物を有する水性酸相と四価のウラン
    の化合物を有する別異の相とを、該水性酸相と該別異の
    相との間でいずれの原子価のウランに関しても正味の物
    質移動が実質的に生じないような条件下で接触させるス
    テップ、 この接触の後、予じめウランを減損せしめた前記水性酸
    相によって、前記別異の相から四価のウランを抽出する
    ステップ、 前記別異の相との新たな接触の前に、前記別異の相との
    前記接触を経た前記水性酸相中のウランの三価から四価
    への原子価変換と、前記抽出によって得られた前記水性
    酸相中のウランの四価から三価への原子価変換とを、同
    一の電解槽中において少なくとも一つの隔膜を介して画
    成されたアノード室とカソード室とで夫々行なうステッ
    プ、並びに 前記原子価変換によって得られた四価のウラン;を前記
    抽出によってウランが予め減損せしめられた前記別異の
    相に移行せしめるステップ を繰り返すことからなるウラン同位体の濃縮方法。 2 前記原子価変換によって、四価のウランを有・する
    水性酸相を前記電解槽のカソード室に流入せしめること
    によって該四価のウランを三価に還元せしめると共に、
    三価のウランを有する水性酸相を前記電解槽のアノード
    室に流入せしめることによって、三価のウランを四価に
    酸化せしめるよう・にした特許請求の範囲第1項に記載
    の方法。 3 三価のウランの化合物と、このウラン化合物と非反
    応性である四価のウランの化合物との間で同位体交換を
    行なわせて、四価のウランの化合物中にウラン同位体の
    うちの軽いウラン同位体の濃縮を行なう方法であって、 (a) 三伝のウランの化合物を有する水性酸相と四
    価のウランの化合物を有する別異の相とを該水性酸相と
    該別異の相との間でいずれの原子価のウランに関しても
    正味の物質移動が実質的に生じないような条件下で接触
    させるステップ、(b) この接触の後、予じめウラ
    ンを減損せしめた前記水性酸相によって、前記別異の相
    から四価のウランを抽出するステップ、 (C) 前記抽出によって得られた四価のウランを有
    する水性酸相を1.1乃至1.8重量係の亜鉛を含む亜
    鉛アマルガムに接触させて、四価のウランを三価の状態
    に化学的に還元せしめるステップ、(d)前記の四価の
    ウランを有する水性酸相との接触を経た亜鉛アマルガム
    を電解槽のカソードとして該電解槽のカソード室中を流
    すことにより亜鉛アマルガムを再生せしめると共に、こ
    の電解槽のアノード室で前記別異の相との前記接触を経
    た三価のウランを有する水性酸相のウランを四価の状態
    に酸化せしめるステップ、運びに(e)前記二つの原子
    価変換のうちの一方の原子価変換によって得られた四価
    のウランを、前記抽出によってウランが予め減損せしめ
    られた前記別異の相に移行せしめるステップ を繰返すことからなるウラン同位体の濃縮方法,4 前
    記ステップ(d)において、最大1.5重量係の亜鉛を
    含む亜鉛アマルガムをカソードとして、そしてZnCt
    2を含む少なくとも3NのHC7水溶液を陰極液として
    カソード室を流すようにした特許請求の範囲第3項に記
    載の方法。 5 カソード室へ導入される前記水溶液が4乃至5 N
    Z n C t2であり、カソード室の出口において
    該水溶液が3乃至4 N Z n C72となるような
    条件下で電解が行なわれるようにした特許請求の範囲第
    4項に記載の方法。 6 前記カソード室から流出する前記水溶液を蒸留して
    、前記ステップ(b)のために再循環される僅かに酸性
    な水と、前記ステップ(a) , (b) . (C)
    において水註酸相の酸性度を調整するために使用される
    実質的に無水の塩酸と、ステップ(e)の直前に水性酸
    相と混合するZnCJa2の濃縮水溶液とに分離するよ
    うにした特許請求の範囲第5項に記載の方法,7 前記
    水溶液がZnCt2と共に再循環される塩化リチウムを
    有する特許請求の範囲第6項に記載の方法。
JP52014004A 1976-02-13 1977-02-11 ウラン同位体濃縮法の改良 Expired JPS588286B2 (ja)

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
FR7603986A FR2340766A1 (fr) 1976-02-13 1976-02-13 Procede et dispositif de separation isotopique de l'uranium

Publications (2)

Publication Number Publication Date
JPS5298899A JPS5298899A (en) 1977-08-19
JPS588286B2 true JPS588286B2 (ja) 1983-02-15

Family

ID=9169082

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
JP52014004A Expired JPS588286B2 (ja) 1976-02-13 1977-02-11 ウラン同位体濃縮法の改良

Country Status (21)

Country Link
US (1) US4129481A (ja)
JP (1) JPS588286B2 (ja)
AU (1) AU506903B2 (ja)
BE (1) BE851365A (ja)
BR (1) BR7700879A (ja)
CA (1) CA1088455A (ja)
CH (1) CH618890A5 (ja)
DE (1) DE2705895C2 (ja)
ES (1) ES455866A1 (ja)
FI (1) FI60357C (ja)
FR (1) FR2340766A1 (ja)
GB (1) GB1541805A (ja)
IT (1) IT1075557B (ja)
LU (1) LU76749A1 (ja)
MX (1) MX4731E (ja)
NL (1) NL7701466A (ja)
NO (1) NO145460C (ja)
NZ (1) NZ183321A (ja)
OA (1) OA05568A (ja)
SE (1) SE427530B (ja)
SU (1) SU843705A3 (ja)

Families Citing this family (7)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US4188266A (en) * 1978-04-11 1980-02-12 Forman Richard A Method and apparatus for changing the concentration of molecules or atoms
US4225396A (en) * 1978-10-10 1980-09-30 Kerr-Mcgee Corporation Vanadium and uranium oxidation by controlled potential electrolysis
US4849075A (en) * 1986-02-05 1989-07-18 The Board Of Regents Of Illinois State University Method of isotope enrichment
GB8719045D0 (en) * 1987-08-12 1987-10-07 Atomic Energy Authority Uk Liquid treatment process
US6137073A (en) * 1998-09-28 2000-10-24 Brown; Paul M. Enrichment method for radioactive isotopes
RU2262759C2 (ru) * 2003-11-18 2005-10-20 Объединенный Институт Ядерных Исследований Способ получения изотопа урана-237
JP6574836B2 (ja) 2014-05-12 2019-09-11 ヨフナ レディ ランタニドおよびアクチニドの電気化学反応

Family Cites Families (6)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US2787587A (en) * 1949-07-26 1957-04-02 Richard W Woodard Isotope exchange process
FR1403198A (fr) * 1963-06-21 1965-06-18 Asahi Chemical Ind Procédé pour séparer et enrichir des isotopes
GB1096592A (en) * 1965-01-22 1967-12-29 Atomic Energy Authority Uk Electrolytic reduction for solutions containing nuclear fuel material
US3616276A (en) * 1969-04-14 1971-10-26 Allied Chem Process for changing the valence of a metal of variable valence in an organic solution
FR2065652A1 (en) * 1969-10-30 1971-08-06 Commissariat Energie Atomique Electrolytic prepn of uranium (iv) nitratesoln
FR2298361A1 (fr) * 1973-02-27 1976-08-20 Pierre Delvalle Procede de separation par voie chimique

Also Published As

Publication number Publication date
IT1075557B (it) 1985-04-22
GB1541805A (en) 1979-03-07
SU843705A3 (ru) 1981-06-30
LU76749A1 (ja) 1978-10-18
BE851365A (fr) 1977-08-11
JPS5298899A (en) 1977-08-19
US4129481A (en) 1978-12-12
AU2222177A (en) 1978-08-17
DE2705895A1 (de) 1977-10-06
FI770459A7 (ja) 1977-08-14
NO145460B (no) 1981-12-21
CH618890A5 (ja) 1980-08-29
NO770459L (no) 1977-08-16
AU506903B2 (en) 1980-01-24
MX4731E (es) 1982-08-24
SE7701554L (sv) 1977-08-14
ES455866A1 (es) 1978-10-16
FI60357B (fi) 1981-09-30
SE427530B (sv) 1983-04-18
FR2340766A1 (fr) 1977-09-09
NO145460C (no) 1982-03-31
NL7701466A (nl) 1977-08-16
NZ183321A (en) 1979-11-01
FR2340766B1 (ja) 1981-11-13
BR7700879A (pt) 1977-12-06
FI60357C (fi) 1982-01-11
CA1088455A (en) 1980-10-28
DE2705895C2 (de) 1986-05-22
OA05568A (fr) 1981-04-30

Similar Documents

Publication Publication Date Title
Lewis et al. Concentration of H2 isotope
US3401100A (en) Electrolytic process for concentrating carbon dioxide
US4144145A (en) Process for recovery of reusable chromic acid from the waste chromic acid solution containing impurities
CN110857470B (zh) 一种三氯化铁蚀刻液的再生与循环方法
JPS5940490B2 (ja) ウラニウムアイソト−プ濃縮法
CN113262636B (zh) 一种萃取-电迁移耦合分离富集7Li同位素的方法
US4560453A (en) Efficient, safe method for decoppering copper refinery electrolyte
CN116422148A (zh) 一种硫酸锌溶液中分离氟或氯离子的连续净化装置及其方法
JPS588286B2 (ja) ウラン同位体濃縮法の改良
KR910001822B1 (ko) 세륨 및 희토류 원소의 분리공정
DE3834807A1 (de) Verfahren zur herstellung von kohlensauren salzen von alkalimetallen
US11293077B2 (en) Method for recovering scandium from red mud left from alumina production
US5009751A (en) Process for separation of hafnium tetrachloride from zirconium tetrachloride
EP4501439A1 (en) Lithium isotope concentration device, multi-stage lithium isotope concentration device, and lithium isotope concentration method
AU2023343512A1 (en) Production of hydrogen and lithium hydroxide in a basic environment
JPH05139707A (ja) 硫酸の回収方法
Scheiner Prototype commercial electrooxidation cell for the recovery of molybdenum and rhenium from molybdenite concentrates
St-Pierre et al. Dissolved oxygen concentration in a divided rotating cylinder electrode reactor
RU2398734C2 (ru) Способ извлечения брома из природных вод с получением бромидов металлов
CN113262638B (zh) 一种分离富集7Li同位素的方法
Freyer et al. Electrochemical processes for the enrichment of isotopes
JPH07315812A (ja) 硫化水素含有ガスの処理方法
KR840001065B1 (ko) 유기상에 포함되어 있는 우라늄의 회수방법
EP0002783A2 (en) Electrolysis of aqueous salt solutions
JPH02503931A (ja) N2o5の電気化学的生成