KR20140010015A - 광석 또는 선광물로부터 적어도 하나의 원소 니오븀 또는 탄탈륨 및 적어도 하나의 다른 원소 우라늄 또는 희토류의 용해 및 회수 - Google Patents

광석 또는 선광물로부터 적어도 하나의 원소 니오븀 또는 탄탈륨 및 적어도 하나의 다른 원소 우라늄 또는 희토류의 용해 및 회수 Download PDF

Info

Publication number
KR20140010015A
KR20140010015A KR1020137017782A KR20137017782A KR20140010015A KR 20140010015 A KR20140010015 A KR 20140010015A KR 1020137017782 A KR1020137017782 A KR 1020137017782A KR 20137017782 A KR20137017782 A KR 20137017782A KR 20140010015 A KR20140010015 A KR 20140010015A
Authority
KR
South Korea
Prior art keywords
roasting
leaching
advantageously
leach
solid
Prior art date
Application number
KR1020137017782A
Other languages
English (en)
Inventor
제롬 아긴
니콜라스 뒤립
앙투안느 그레코
파티마 해미
기욤 라로슈
자끄 띠리
Original Assignee
아레바 민
에라메
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 아레바 민, 에라메 filed Critical 아레바 민
Publication of KR20140010015A publication Critical patent/KR20140010015A/ko

Links

Images

Classifications

    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B1/00Preliminary treatment of ores or scrap
    • C22B1/02Roasting processes
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B1/00Preliminary treatment of ores or scrap
    • C22B1/02Roasting processes
    • C22B1/06Sulfating roasting
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B3/00Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes
    • C22B3/04Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes by leaching
    • C22B3/06Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes by leaching in inorganic acid solutions, e.g. with acids generated in situ; in inorganic salt solutions other than ammonium salt solutions
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B3/00Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes
    • C22B3/04Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes by leaching
    • C22B3/06Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes by leaching in inorganic acid solutions, e.g. with acids generated in situ; in inorganic salt solutions other than ammonium salt solutions
    • C22B3/08Sulfuric acid, other sulfurated acids or salts thereof
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B34/00Obtaining refractory metals
    • C22B34/20Obtaining niobium, tantalum or vanadium
    • C22B34/24Obtaining niobium or tantalum
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B59/00Obtaining rare earth metals
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B60/00Obtaining metals of atomic number 87 or higher, i.e. radioactive metals
    • C22B60/02Obtaining thorium, uranium, or other actinides
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B60/00Obtaining metals of atomic number 87 or higher, i.e. radioactive metals
    • C22B60/02Obtaining thorium, uranium, or other actinides
    • C22B60/0204Obtaining thorium, uranium, or other actinides obtaining uranium
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B60/00Obtaining metals of atomic number 87 or higher, i.e. radioactive metals
    • C22B60/02Obtaining thorium, uranium, or other actinides
    • C22B60/0204Obtaining thorium, uranium, or other actinides obtaining uranium
    • C22B60/0208Obtaining thorium, uranium, or other actinides obtaining uranium preliminary treatment of ores or scrap
    • YGENERAL 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
    • Y02TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
    • Y02PCLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
    • Y02P10/00Technologies related to metal processing
    • Y02P10/20Recycling

Landscapes

  • Chemical & Material Sciences (AREA)
  • Engineering & Computer Science (AREA)
  • Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
  • General Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
  • Mechanical Engineering (AREA)
  • Manufacturing & Machinery (AREA)
  • Materials Engineering (AREA)
  • Metallurgy (AREA)
  • Organic Chemistry (AREA)
  • Geology (AREA)
  • Environmental & Geological Engineering (AREA)
  • Geochemistry & Mineralogy (AREA)
  • Inorganic Chemistry (AREA)
  • Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
  • Inorganic Compounds Of Heavy Metals (AREA)

Abstract

본 발명의 주요 대상은 광석 및 선광물에 존재하는 니오븀 및 탄탈륨으로부터 선택된 적어도 하나의 원소 및 우라늄 및 희토류로부터 선택된 적어도 하나의 원소의 용해, 유익하기로는 니오븀, 탄탈륨, 우라늄 및 희토류의 용해를 위한 공정이다. 상기 공정은 다음을 포함하는 것을 특징으로 한다:
- 소성물을 얻기 위해 산성 로스팅 제제로, 물의 존재하에서 또는 건조 상태로, 물질이 혼합되어 진, 상기 원소들을 포함하는 물질의 로스팅; 여기서 상기 물질은 상기 광석 또는 선광물로 구성되고 그리고 상기 광석 또는 상기 선광물로부터 얻어지고 그리고 상기 산성 로스팅 제제는 황산염 배지에서 로스팅을 위해 제공됨; 및
- 제이철 이온 상태에서, 적어도 50 g/l의 농도, 유익하기로는 적어도 70 g/l, 아주 유익하기로는 적어도 120 g/l의 농도로 철을 포함하는 액체 분획인 슬러리를 얻기 위해, 얻어진 소성물의 수성 용액에 용해.

Description

광석 또는 선광물로부터 적어도 하나의 원소 니오븀 또는 탄탈륨 및 적어도 하나의 다른 원소 우라늄 또는 희토류의 용해 및 회수{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}
본 발명은 광석 및 선광물(ore concentrates)로부터, 전형적인 원소인: 니오븀 (niobium; Nb), 탄탈륨 (tantalum; Ta), 우라늄 (uranium; U) 및 희토류 (rare earth elements; RE)를 정량적으로 추출하기 위한 목적으로 상기 광석 및 선광물의 처리에 관한 것이다.
본 발명의 대상물은 보다 자세하게는:
- 광석 또는 선광물에 존재하는 니오븀 및 탄탈륨으로부터 적어도 하나의 원소 및 우라늄 또는 희토류로부터 적어도 하나의 다른 원소의 용해를 위한 공정; 및
- 상기 용해된 원소의 회수를 위한 공정이다.
본 발명의 용해 공정은 불화수소산(hydrofluoric acid)의 사용 없이, 특정한 조건 하에서 황산의 사용만으로 적어도 하나의 희토류 금속(몇몇 희토류는 일반적으로 본 발명의 공정에 존재하고 그리고 본 발명의 공정에 따라 용해되어 진다)의 및/또는 니오븀 및/또는 탄탈륨의 정량적 용해를 위해 제공한다. 상기 용해 공정은 특별하게는 선광되어 질 수 없거나 또는 단지 어느 정도로 또는 물리적인 처리에 의해 어렵게 선광되어 질 수 있는 광석(예를 들어 미세한 및/또는 풍화된 피로클로르 광석, 특히는 철이 풍부한 것)을 처리하기 위해 특별하게 적절할 수 있는 특정한 이점이다.
본 발명의 용해 공정은 상기에 특정된 모든 원소, 매우 명백하게는 이들이 광석 또는 처리된 선광물에 존재하는 것으로 여겨지는 것의 용해를 위해 적절하다. 본 발명은 NTURE (N은 니오븀, T는 탄탈륨, U는 우라늄 그리고 RE는 희토류들)의 용해 또는 NTURE 광석 또는 선광물의 처리를 위한 공정을 언급하는 것이 가능하다.
● 자연상태에 있어서, 니오븀 및 탄탈륨은 피로클로르(pyrochlore), 콜롬바이트(colombite), 탄탈라이트(tantalite), 콜롬바이트-탄탈라이트(콜탄) 및 로파라이트(loparite)와 같은 복합체 광물에 때로는 조합되어 진다. 이들 광물을 포함하는 광석 또는 선광물은 또한 우라늄 및 희토류를 포함할 수 있다.
현재로, 니오븀은 알루미늄으로 환원시키는 테르밋 노에서 건식 제련법 처리와 조합된, 피로클로르 유동 선광에 의해 주로 생산되어 진다(Minerals Engineering, Volume 14, Number 1, January 2001, pp 99-105 (7): "Kinetics of Pyrochlore Flotation from Araxa Mineral Deposits " by Oliveira J.F., Saraiva S.M., Pimenta J.S. and Oliveira A.P.A.; Mining Magazine, February 1982: "Araxa niobium mine"). 니오븀 및 탄탈륨의 생산을 위한 이 공정의 대안은 필수적으로 탄탈라이트 및 콜롬바이트-탄탈라이트와 같은 화학적으로 용해하기 어려운 금속 상을 포함하는 선광물에 대한 불화수소산의 작용에 의한 공격적인 공정으로 구성되어 진다("Extractive Metallurgy of niobium (Chapter 2: Sources and their treatment procedures" by C.K. Gupta and A.K. Suri, CRC Press, London, pages 49-62)). 황산의 사용에 기초하여, 불화수소산에 의존하지 않는 공정이 또한 문헌에 개시되어 져 있다. 이들은 일반적으로 고도의 산 배지(H2SO4 > 35% 중량/중량)(Patent US 3 087 809; Annual General Meeting, Montreal, April, 1964: "The production of high-purity niobium oxide from pyrochlore-perovskite concentrate", by F.J. Kelly and W.A. Gow), 또는 카르복실 산(Patent Application CN 1 904 097; Patent US 2 481 584), 또는 암모늄 이온 (Tsvetnye Metally/non-ferrous metals, 1986, Vol. 27, No. 11, pages 61-62: "Industrial tests and introduction of the sulphate extraction technology for the processing of low-grade tantalum-niobium concentrates", by A.I. Karpukhin, G.I. Il'ina, V.G. Kharlov, A.I. Usenko and Yu. G. Popov)을 포함하는 배지에서 니오븀 및/또는 탄탈륨의 용해와 조합되어, 산 또는 설페이션 로스팅(sulphation roasting)을 요한다.
● 우라늄에 대해서는, 이것은 화학적으로 (산) 공격에 의해, 임의적으로는 압력하에서 수행되어 광석 또는 선광물로부터 일반적으로 추출되어 진다.
● 희토류에 대해서는, 이들은 물리적 처리에 의해 선광되고 그런 다음 화학적으로 처리된 모나자이트(monazite), 바스트내사이트(bastnaesite), 제노타임(xenotime) 또는 로파라이트(loparite) 광석으로부터 일반적으로 생산되어 진다. 희토류의 현재 생산 부분은 따라서 황산으로 바스트내사이트 및 로파라이트 선광물을 로스팅함에 의해 얻어진다. 대안적인 공정은 특별하게는 희토류 및 토리움(thorium)의 회수에 대한 특허출원 CN 1 721 559에 기술되어져 있다. 상기 공정은 a) 농축 황산 및 철의 존재 하에 희토류 금속 광물 및/또는 희토류 금속 선광물의 소성, 여기서 상기 철은 바람직하기로는 상기 소성에서 물이나 또는 희석 산 용액에서 가용성인 기질로의 희토류 및 토리움의 전환에서 일 부분을 담당함, 그리고 b) 얻어진 소성물의 희석 산이나 물로의 탈색을 포함한다. 선행 기술의 이들 문헌은 이들로부터 니오븀 및/또는 탄탈륨을 추출하기 위하여 광석 또는 선광물의 처리에 대해서는 언급이 없다. 니오븀 및/또는 탄탈륨의 추출에 대한 참고로 고농도의 철을 포함하는 침출수(leachate)를 기술하고 있지 않다.
특허 출원 CN 101 492 771호는 이들로부터 란탄늄(lanthanum), 베릴륨(beryllium), 탄탈륨 및 니오븀의 추출을 위한 징가나이트(Xinganite) 광석 선광물의 처리에 대한 공정을 기술하고 있다. 상기 공정은 황산의 존재 하에 선광물의 로스팅 및 물에 얻어진 소성물의 용해를 포함한다. 이 문헌은 얻어진 슬러리에 고 농도의 용해된 제2철의 우연적인 존재에 관하여 어떠한 개시도 포함하고 있지 않다. 제공된 예는 상기 슬러리에 각각 11.6 g/l (실시예 1) 및 1.1 g/l (실시예 2)의 농도의 용해된 제2철의 존재를 기술하고 있다(이들 값은 Fe/(Nb + Ta)로 표시된 중량비로 계산되어 졌다).
이러한 내용에서, 본 발명자 등은 a) 황산을 포함하는(그리고 따라서 불화수소산을 사용하지 않는) 통상적인 시약을 사용하고; 그리고 b) 선광되어 질 수 없거나 또는 단지 어느 정도로 또는 종래의 물리적인 처리에 의해 어렵게 선광되어 질 수 있는 광석에 대하여 수행되어 질 때 포함하는 고수행성(원소, 특히는 니오븀 및/또는 탄탈륨의 용해가 정량적으로 수행되어 짐)인 공격 (용해) 공정을 모색하여 발견하였다.
상기 공정은 니오븀 및 탄탈륨으로부터 선택된 적어도 하나의 원소의 용해에 제2철 이온의 유익한 관여에 기초되어 진다.
특허문헌 1: 미국특허 3 087 809. 특허문헌 2:특허출원 CN 1 904 097. 특허문헌 3:미국특허 2 481 584. 특허문헌 4:특허출원 CN 1 721 559. 특허문헌 5:특허출원 CN 101 492 771.
비특허문헌 1: Minerals Engineering, Volume 14, Number 1, January 2001, pp 99-105 (7): "Kinetics of Pyrochlore Flotation from Araxa Mineral Deposits " by Oliveira J.F., Saraiva S.M., Pimenta J.S. and Oliveira A.P.A.; Mining Magazine, February 1982: "Araxa niobium mine" 비특허문헌 2: "Extractive Metallurgy of niobium (Chapter 2: Sources and their treatment procedures" by C.K. Gupta and A.K. Suri, CRC Press, London, pages 49-62) 비특허문헌 3: Tsvetnye Metally/non-ferrous metals, 1986, Vol. 27, No. 11, pages 61-62: "Industrial tests and introduction of the sulphate extraction technology for the processing of low-grade tantalum-niobium concentrates", by A.I. Karpukhin, G.I. Il'ina, V.G. Kharlov, A.I. Usenko and Yu. G. Popov
본 발명의 제일 대상물에 따르면, 본 발명은 따라서 니오븀 및 탄탈륨으로부터 선택된 적어도 하나의 원소 및 우라늄 및 희토류으로부터 선택된 적어도 하나의 원소의 용해를 위한 공정에 대한 것으로, 상기 원소는 광석이나 선광물에 존재한다. 상기 공정은 광석이나 관련 선광물에 함께 존재하는, 니오븀, 탄탈륨, 우라늄 및 희토류 (몇몇 희토류는 일반적으로 함께 존재하지만 그러나 단지 하나의 ?토류의 존재도 배제되어 지지 않음)의 용해를 위해 유익하게 채용되어 진다. 그러나, 상기 광석 또는 선광물에 처음부터 존재하는 원소로만 용해하는 것이 가능하다는 것으로 아주 명백하게 이해되어 진다. 여기서 본 발명의 공정은 전적으로 또한 마그네슘, 티타늄, 토리움 등과 같은 귀하게 존재하는 다른 원소의 용해에 적절할 수 있다는 것이 인식되어 져야 한다.
또한, 본 발명에 따라 처리된 광석 또는 선광물이 아주 명확하게, 각각 광석의 혼합물이나 선광물의 혼합물을 구성한다는 것이 인식되어 져야 한다. 더욱이, 처리된 출발 물질은 또한 이 기술 분야의 통상인이 일반적으로 또한 그의 귀금속 원소의 함량에 따라 광석이나 선광물로서 기술하는 광석 및 선광물의 혼합된 혼합물을 구성할 수 있다. 본 발명은 따라서 (제일단계로 상기 특정된 원소의 용해 그리고 제이 단계로 상기 원소의 회수를 위해) 광석, 선광물 및 이들의 혼합물로부터 선택된 출발물질의 처리에 대한 것이라고 이해되어 진다.
선광물(ore concentrate)은 어떠한 타입의 것일 수도 있다. 특별하게 이것은 물리적인 농후화로부터 얻어지 건식 금속야금 농축물 또는 화학적 농후화(탈색 잔사와 같은 것)로부터 얻어진 농축물일 수 있다.
본 발명의 용해 공정은 특징적으로는 다음을 포함한다:
- 소성물을 얻기 위해 산성 로스팅 제제로, 물의 존재하에서 또는 건조 상태로, 물질이 혼합되어 진, 탐색된 원소를 포함하는 물질의 로스팅; 여기서 상기 물질은 상기 광석 또는 선광물로 구성되고 그리고 상기 광석 또는 상기 선광물로부터 얻어지고 그리고 상기 산성 로스팅 제제는 황산염 배지에서 로스팅을 위해 제공됨; 및
- 제이철 이온 상태에서, 적어도 50 g/l, 유익하기로는 적어도 70 g/l, 아주 유익하기로는 적어도 120 g/l의 농도로 철을 포함하는 액체 분획인 슬러리를 얻기 위해, 얻어진 소성물의 수성 용액에 용해.
본 발명의 공정은 따라서 연속적으로 수행되어 지는 두 개의 주요 단계를 포함한다: (용해되는 것이 희망되어 지는 원소) 희망 귀금속을 포함하는 물질을 로스팅하는 단계 및 상기 로스팅의 결과로 얻어진 소성물을 용해하는 단계.
로스팅되는 대상 물질은 광석이나 관련 선광물로 구성되어 질 수 있다. 또한 이것은 상기 광석이나 선광물로부터 얻어질 수 있다. 이것은 따라서 물리적으로 농후화된 상기 광석이나 선광물(따라서 로스팅의 업스트림)로 되거나 또는 탈색 잔사(상기 탈색은 따라서 상기 로스팅의 업스트림에서 상기 광석이나 선광물에 임의적으로 물리적으로 농후화되어 수행되어 짐)일 수 있다.
로스팅되어 지는 물질은 건조되어 질 수 있거나 또는 물이 존재할 수 있다. 이것은 특히 젖은 케이크의 형태의 슬러리 또는 건조된 고체의 형태일 수 있다.
이것은 로스팅 제제와 (유익하기로는 처음부터) 혼합되어 진다. 상기 로스팅 제제는 황산염 배지에서 로스팅을 제공하는 산성 제제(H2SO4 및/또는 SO3 및/또는 적어도 하나의 알카리 금속 피로설페이트 등)이다. 상기에서 불화수소산의 부가는 필요하지 않다는 것이 개시되어 져 있다. 희망하는 원소 (Nb 및/또는 Ta + U 및/또는 희토류(들))는 로스팅 단계 동안에 정량적으로 공격(반응)되어 진다.
특징적으로, 본 발명의 공정의 내용에 있어서, 로스팅 단계의 결과로 얻어진소성물은 수성 용액에 용해되어 진다(이러한 수성 용액은 일반적으로 물로 구성되어 지거나 또는 (알카리 금속 및/또는 희토류 금속 및/또는 전이 금속의 황산염 및/또는 인산염과 같은) 염을 포함하는 용액으로 구성되어 짐). 이러한 염 함유 용액은 슬러리를 얻기 위해 수행되어 진 공정에서 유익하기로는 생산되어 지고, 슬러리는 제이철 이온 상태에서, 적어도 50 g/l의 농도로 철을 포함하는 (액체/고체 분리를 수행 후 분리되는) 액체 분획이다. 이 농도는 유익하기로는 적어도 70 g/l이다. 이 농도는 아주 유익하기로는 적어도 100 g/l, 더욱이는 120 g/l이거나 또는 그 이상이고, 그리고 일반적으로 어떠한 철의 침전을 회피하기 위해, 일반적으로 150 g/l로 되는 배지 내에서의 (철의 )용해 한도를 초과하지는 않는다. 용해에 사용된 물의 양은 유익하기로는 한정되어 지고, 아주 유익하기로는 이것은 가능하기로는 아래에 기술되어 지는 바와 같이 원하는 용해된 원소의 값의 농도를 최대로 하기 위해 제한되어 진다. 이것은 일반적으로 0.5 l의 물/소성물의 kg 내지 5 l의 물/소성물의 kg의 사이로 된다. 이것은 유익하기로는 5 l의 물/소성물의 kg 이하로 된다.
이러한 조건( 황산염 배지에 농축된 이온, 특히는 제2철 이온) 하에서, Nb 및/또는 Ta의 용해가 아주 정량적으로 제공되어 진다.
슬러리에 존재하는 철은 소성물로부터 유래되어 질 수 있거나 또는 적어도 부분적으로는 소성물에 (어떠한 원자가(어떤 경우에는, 이것은 문자 그대로 제이철 황산염의 형태로) 하에서, 액체 및/또는 고체의 형태로(철은 보다 특별하게는 수성 용액에 용해되어 부가되어 질 수 있음)) 부가되어 진다. 철의 근원은 특별하게는 철 광석이나 또는 산화물이나 황화물(예를 들어 피라이트(pyrites)), 제일철 또는 제이철 염(예를 들어 FeSO4, Fe2(SO4)3 또는 FePO4), 철이나 철 금속을 포함하는 용액의 형태로 철 농축물에 상응할 수 있다. 본 발명자의 신념으로 소성물의 이 단계의 용해 동안에 철의 존재의 임계적 특성을 입증한 것이다.
상기 소성물의 용해 단계는 다른 대안적인 형태에 따라 수행되어 질 수 있다. 소성물은 용해 전에 연속적으로 마쇄 또는 갈기 위해 냉각되어 질 수 있다. 이것은 또한 로스팅 노로부터 꺼냄에 의해 뜨거운 조건 하에서 그대로 사용되어 질 수 있다. 이것은 일반적으로 대류 온도와 배지의 끓는 점 사이의 온도에서, 유익하기로는 85℃와 상기 끓는 점보다 어느 정도 낮은 온도 사이의 온도에서 수성 용액의 한정된 양에 슬러리되어 진다.
소성물의 용해의 결과로서, 상기 슬러리에 대한 액체/고체 분리를 수행한 후 얻어진 액이나 슬러리는 용해된 원소(주로, Nb 및/또는 Ta)의 실질적인 침전 없이 (제한된 인자, 일반적으로는 5를 초과하지 않게) 희석되어 질 수 있다. 이러한 희석은 제이철 황산염과 같은 용해된 염의 결정화를 방지하기 위한 것이다. 상기한 타입의 액체/고체 분리를 수행한 후 얻어진 로스팅 침출수에 존재하는 Nb 및/또는 Ta는 (용매 또는 선택적인 침전에 의한 추출과 같은 다양한 기술에 의해) 분리되어 질 수 있다. 얻어진 용액은 유익하기로는, 제일 로스팅 단계의 업스트림인 예비의 침출 단계(아래 참고)에서 공정의 업스트림으로 재순환되어 질 수 있다. 이러한 재순환은 이것이 먼저 산성의 재순환을 포함하고, 그리고 두 번째로 분리된 원소의 재순환을 포함하여 이중으로 될 수 있다. 로스팅 침출수로부터 Nb 및/또는 Ta의 분리는 실제로 상기에 언급되어 졌지만, 그러나 이 기술 분야의 통상인은 이것이 필수적으로 100% 분리가 아니다라고 아주 명백하게 이해할 것이다. 용어 "분리"와 용어 "분리된"에 대한 이 코멘트는 본 명세서와 첨부된 도면 전체를 통해 유효하다.
철의 높은 농도에 기인하여 본 발명의 공정은 제한된 유리 산성: 0.1 N < [H+] << 15 N, 바람직하기로는: 1 N < [H+] < 6 N로 원하는 원소를 용해하는 것이 가능하게 한다.
이러한 산성 조건 하에서, 존재하는 니오븀 및/또는 탄탈륨이 용액에 남아 있다는 것은 아주 놀라운 것이다. 이 기술 분야의 통상인은 제한된 산성의 배지 하에서 니오븀 및 탄탈륨 황산염이 정상적으로 각각 불용성인 니오브 산(Nb2O5 ·nH2O)
(Nouveau traite de chimie minerale (oxyde de niobium pentavalent hydrateou oxyde niobique)) [New Treatise on Inorganic Chemistry (pentavalent niobium oxide hydrate or niobic oxide)], by P. Pascal and R. Rohmer, Volume XII, p. 454) 및 탄탈산(Ta2O5.nH2O)으로 가수분해되어 진다는 것을 실질적으로 알고 있지 못하다. 철의 존재는 따라서 특별하게 알맞는 것이다.
따라서, 본 발명에 따른 소성물의 용해는 유익하기로는 어떠한 황산의 부가 없이 수행되어 진다. 산성의 수준을 최적화하기 위해 황산으로 구성된 부가는 완전하게 배제되어 질 수 없지만 그러나 어떠한 경우에는 본 발명에 따른 소성물의 용해가 아주 높은 산성 배지(예를 들어, 특허 US 3 087 809애서 권고된 것과 같은 것)에서 수행되어 지지 않는다는 것이 인식되어 져야 한다.
소성물의 용해는 유익하기로는 적어도 하나의, 일반적으로는 상기 소성물에 대한 환원제의 부가로 (보다 특별하게는 (이전의 침출 없이: 하기 참고) 광석의 로스팅에 바로 이어) 수행되어 진다. 이러한 환원제는 용해물에 존대하는 철이 제이철 상태로 남도록 하는데 해가 되므로 과잉의 양으로 사용되어서는 반드시 안 된다. 이 환원제는 망간의 용해에 대해 특히 하나의 역할을 한다. 이산화황(SO2)이 이러한 환원제로 적절하다.
본 발명의 공정의 로스팅 단계는 산성 로스팅 또는 황산화 로스팅으로 구성될 수 있다. 이 기술 분야의 통상인은 이들 양 타입의 로스팅을 알고 있다. 첫 번째 것은 액체/고체(로스트되는 H2SO4/물질) 반응이고, 두 번째 것은 가스/고체(로스트되는 SO3(일반적으로 SO2, H2SO4, 적어도 하나의 알카리 금속 피로설페이트 등으로부터 발생됨)/물질) 반응이다.
아래는 이들 두 가지 타입의 로스팅에 대해 약간의 정보를 제공하기 위한 것이다. 상기 정보는 결코 한정하기 위한 것이 아니다.
산성 로스팅
이것은 일반적으로 100 kg의 H2SO4/로스트되어 지는 물질의 t 내지 3000 kg/t 사이, 바람직하기로는 500 kg/t 내지 1500 kg/t 사이로 되는 황산을 사용하여 150℃ 내지 400℃ 사이에서 수행되어 진다. 로스트되어 지는 물질을 포화하는 산성 용액은 그런 다음 산으로 로스트되어 지는 물질의 수분 함량에 따라 30% 내지 98% 사이의 H2SO4을 포함한다. 이것의 끓는 점은 일반적으로 108 내지 340℃ 사이이다. 이 산성 로스팅은 끓는 점 이하 또는 이상에서, 바람직하기로는 250 내지 300℃ 사이에서 수행되어 질 수 있다. NTURE (이들의 적어도 몇몇)을 담지하는 광물 상은, 예를 들어 90%의 피로클로르 상으로 정량적으로 공격된다.
가용성 금속 설페이트가 그런 다음 형성되어 진다.
광물 상의 금속 산화물은 다음에 따라 황산에 의해 공격되어 진다:
MOx + x H2SO4 → M(SO4)x + x H2O, 특히는:
- 철: 2FeOOH + 3H2SO4 → Fe2(SO4)3 + 4 H2O
- 희토류 (RE): RE2O3 + 3H2SO4 → RE2(SO4)3 + 3 H2O.
문헌 "Ya. G. Goroshchenko (in the Journal de Chimie Inorganique, Vol. I, No. 5, 1956, pp. 903-908)"에 따르면, Nb2O5는 황산과 반응으로 다양한 설페이트 화합물을 형성할 수 있다.
문헌 "Ya. G. Goroshchenko (상기 참고)" 및 특허 CN 1 904 097호에 따르면, 피로클로르에 존재하는 니오븀은 150℃ 이상으로 로스팅 하는 동안 공격되어 져 Nb2O3(SO4)2를 얻는 것으로 추측되어 진다.
탄탈륨에 대한 공격 반응은 동일한 것으로 추정되어 지다.
황산화 로스팅( Sulphation roasting )
이것은 일반적으로 이산화황(SO2)의 산화에 의해 또는 황산(H2SO4)의 분해에 의해 또는 알카리 금속 피로설페이트(M2S2O7, where M = Na, K, and the like)의 분해에 의해 형성되어 지는 가스성 삼산화황(SO3)을 사용하여 400℃ 내지 700℃, 바람직하기로는 450℃ 내지 550℃ 사이에서 수행되어 진다.
광물 상의 금속 산화물은 다음에 따라 가스성 SO3의 작용에 의해 황화되어 진다:
MOX + x SO3 (g) => M(SO4)X, 특히는:
- 철: 2FeOOH + 3SO3 → Fe2(SO4)3 + H2O
- 희토류 (RE): RE2O3 + 3SO3 →RE2(SO4)3
가용성 금속 설페이트류가 그런 다음 형성되어 진다.
피로클로르에 존재하는 니오븀은 황산화 로스팅 하는 동안 공격되어 져 Nb2O3(SO4)2를 얻는 것으로 추측되어 진다.
탄탈륨에 대한 공격 반응은 동일한 것으로 추정되어 지다.
로스트되어 지는 물질(피로클로르 또는 다른 광물 상)에 존재되어 지기 쉬운 우라늄 및 희토류는 다른 원자가 상태로 존재할 수 있다. 로스팅의 실행의 결과로, 이들은 농축된 제이철 황산염 배지에 가용성인 형태로 전환되어 진다.
정확한 절차가 어떻든 간에, 본 발명의 공정의 로스팅은 유익하기로는 철의 존재, 제이철 형태로의 철의 존재 하에서 수행되어 진다.
(용해에 제2철의 존재에 부가하여: 상기 참고) 로스팅에 제2철의 존재는 니오븀 및/또는 탄탈륨을 담지하는 광물 상, 특히 피로클로르에 대한 공격의 수율을 개선한다. 이 개선은 일반적으로 Fe/(Nb + Ta) 몰 비가 2보다 크게 되도록 하는 철의 준위에 충분하다. 관련 비율은 관련 물질(명확하게 존재하는 상기 원소의 적어도 하나)에 원소 Nb 및 Ta의 존재에 따라, 별개로 함께 Fe/Nb, Fe/Ta 또는 Fe/(Nb + Ta)로 판독되는 것으로 이해되어 진다. 상기 몰 비 Fe/(Nb + Ta)는 유익하기로는 3.5보다 크고 그리고 가장 유익하기로는 6보다 크다.
로스팅에 적절하게 존재하는 철의 양은 로스트 되어 지는 물질에 존재할 수 있고(예를 들어 철광석으로부터 부분적으로 침출하는 잔사(하기 참고)) 또는 로스트 되는 상기 물질에 액체 및/또는 고체의 형태로 적어도 부분적으로 부가되어 질 수 있다(또한 별도로 미리 "슬림(slimes)"으로 언급된 광석이나 선광물로부터 극세정물의 부분을 도입함에 의해 철을 부가하는 것이 가능하다). 철의 근원은 따라서 다양한 물리적인 상태 고체 및/또는 액체일 수 있고, 그리고 모든 가능한 원자가 상태의 철(로스팅의 실행의 조건 하에서, 상기 철은 제이철 상태임)일 수 있다. 철의 근원은 특히 광석에 또는 산화물 또는 황화물(예를 들어 피라이트), 제일 또는 제이철 염(예를 들어, FeSO4, Fe2(SO4)3 또는 FePO4), 철이나 철 금속을 포함하는 용액의 형태로 되는 철 농축물에 상응할 수 있다. 철의 근원이 무엇이건 간에, 만일 이것이 상기 철을 제이철 이외의 원자가로 도입된다면, 철은 로스팅 동안에 그 자체로 산화되어 진다.
따라서, 본 발명자의 신념으로, NTURE 광석 또는 선광물의 처리에 있어서, 소성물의 용해 동안에, 그리고 유익하기로는 로스팅 및 소성물의 용해 동안에, Nb 및 Ta의 용해를 위한 보조로서 제2철의 적절한 존재를 입증한 것이다.
더욱이, 본 발명자 등은 또한 로스팅 동안에 인산염의 존재가 알 맞다는 것을 인식하였다. 따라서, 본 발명의 공정의 유익한 대안적인 실시형태에 따르면, 로스팅은 인산염의 존재 하에서, 유익하기로는 2보다 큰 PO4/(Nb + Ta) 몰 비율로, 그리고 아주 유익하기로는 6보다 큰 비율로 수행되어 진다; 상기 인산염은 로스트되어 지는 물질 내에 이미 존재되어 지거나 및/또는 로스트되어 지는 상기 물질에 적어도 부분적으로 액체 및/또는 고체 형태로 부가되어 진다.
로스트되어 지는 물질은 광석(직접 로스팅), 선광물(이전의 농후화에 이어서 얻어진 농축물; 이것은 또한 본 발명의 공정의 실행의 내용에서, 직접 로스팅으로 언급되어 지는 것이 가능하다) 또는 이러한 광석이나 선광물로부터 얻어진 물질(여기서는, 본 발명의 공정이 상기 광석이나 선광물의 처리인 로스팅의 업스트림을 포괄하는 한, 간접 로스팅으로 언급됨)로 구성되어 질 수 있다는 것은 상기에서 나타냈다.
따라서, 대안적인 형태에 따르면, 본 발명의 공정은 로스팅의 업스트림인, 처리되어 지는 광석이나 선광물의 물리적 농후화 및/또는 화학적 처리를 포함한다.
이러한 물리적 농후화는 고체 물질의 물리적 농후화에 대한 통상적인 방법에 기초되어 질 수 있다; 예를 들어, 이것은 낮은-강도 자력 분리(자력을 제거하기 위함) 또는 (실리카 플로테이션이나 아파타이트 플로테이션 타입의) 플로테이션으로 구성되어 질 수 있다.
이러한 화학적 처리는 유익하기로는 산 분위기 침출, 아주 유익하기로는 황산 분위기 침출을 포함한다. 이러한 침출은 따라서 광석, 선광물, 물리적으로 농후화된 광석이나 물리적으로 농후화된 선광물에 대해 수행되어 질 수 있다.
이러한 침출은 사용된 산, 아주 유익하기로는 황산의 작용에 의해 (Fe, Al, P, Mn, 등과 같은 매트릭스의 원소의) 매트릭스의 업스트림 용해에 유익하다. 이것은 단지 부분적으로 원하는 원소 값(NTURE)을 공격한다. 이것은 로스팅에서 침전하는 물질의 양을 감소하는 것을 가능하게 한다. 존재하는 우라늄의 의미 있는 비율이 이 단계에서 (전형적으로 60 내지 80%로) 추출되어 질 수 있다. 그러나, 니오븀 및/또는 탄탈륨은, 이들 원소가 예를 들어 피로클로로 내에서와 같은 불용성 광물 상 내에 있을 때, 이러한 침출에 의해 정량적으로 용해되지 않는다.
이러한 침출은 유익하기로는 아래에 특정된 두 가지의 대안적인 형태의 하나 또는 가른 것에 따라 수행되어 진다.
구체적으로는, 상기 침출은 다음에서 수행되어 질 수 있다:
- "동시발생타입(cocurrentwise)"으로 언급되어 지는, 단일 상 안에서나;
"이시발생타입(countercurrentwise)"인 2 단계에서 수행됨. 제일 단계는 침출되는 물질(광석이나 선광물)의 부가에 의해 제한되어, 재순환된 산성을 중화하기 때문에 "마일드"로 언급되어 진다. 제이 단계는 이것이 산이 도입되는 단계이기 때문에 "공격적"으로 언급되어 진다.
침출 제제는 아주 유익하기로는 황산(H2SO4)이다.
환언하면, 본 발명의 용해 프로세스는 유익하기로는 로스팅의 업스트림으로 다음을 포함한다:
A) (부가된) 황산의 존재에서, 동시발생타입인 단일 단계에서의 침출(이러한 침출은 일반적으로 10 내지 115℃ 사이의 온도에 수행됨), (원하는 원소의 부분을 포함하고 로스팅의 업스트림에 재회수되어 지는) 침출물과 로스트되어 지는 침출 잔사를 생산하는 고체/액체 분리가 따름; 또는
B) (침출되는 물질에 재순환된 잔사 산성을 갖는 액체(하기 참고)의 작용에 의해 (황산의 부가 없이) 마일드 조건하에서 수행되는) 제일 침출 단계를 포함하는, 두 단계에서의 침출, (원하는 원소의 부분을 포함하고 로스팅의 업스트림에 재회수되어 지는) 침출물과 제일 침출 잔사를 생산하는 고체/액체 분리가 따르고, (공격적 조건 하에서) 황산의 존재에서 상기 침출 잔사 상에 수행된 제이 침출 단계가 따름, 상기 제일 (마일드) 침출 단계로 (제이 침출물이 또는 그 후에 그 안에 존재하는 적어도 일부의 원소 값에서 분리되기 때문에 재순환되어 질 수 있는(하기 참고)) 유익하기로는 재순환 되어 지는 잔사 산성을 갖는 액체와 로스트되어 지는 제이 침출 잔사를 생산하는 고체/액체 분리가 따른다.
침출 전단계는 유익하기로는 상기의 대안적인 형태 B)에 따라 (산의 소비의 최적화로) 수행되어 지고, 따라서 한편에서는 로스팅 업스트림인, "마일드" 침출 후에, 제한된 잔사의 산성의 침출물을 그리고 다른 한편에서는 "공격적" 침출 후에, 로스트 되어 지는 침출 잔사를 생산한다.
상기 포인트 A)에서 언급된 바와 같은 H2SO4의 존재에서, 동시발생타입인 단일 단계에서의 침출은 "제이철(ferric)" 조건하에서 또는 "제일철(ferrous)" 조건 하에서 수행되어 질 수 있다. 상기 "제일철" 및 "제이철" 조건의 각각은 아래와 같이 특정되어 진다.
- "제이철":
용액 내에서 제일철 이온의 양을 제한하기 위해, 전위는 500 mV Ag/AgCl보다 크거나, 바람직하기로는 600 mV/AgCl와 같거나 또는 그보다 크다
침출 제제는 황산(H2SO4)이다.
예를 들어 크란달라이트 및 침철광(goethite)의 혼합물인 맥석(gangue)은 다음에 따라 침출되어 진다:
2 Fe(III)OOH + 3H2SO4 → Fe(III)2(SO4)3 + 4H2O
2 CaAl3(PO4)(HPO4)(OH)6 + 11H2SO4
3 Al2(SO4)3 + 2 CaSO4.2H2O + 8 H2O + 4 H3PO4.
제일철 배지에서 1몰의 Fe에 대한 공격은 따라서 1.5몰의 H2SO4을 소비하고 그리고 1몰의 칸달라이트는 5.5몰의 H2SO4을 소비한다.
이산화황(SO2) 또는 분할된 또는 거대한 물질(금속 분말, 스크랩 등)과 같은 금속(철, 아연, 스크랩 철 등)과 같은 (적어도 하나의) 환원 제제는 메이크-업으로 도입되어 질 수 있다. 이것은 유익하기로는, 선험적으로, 처리된 광석이나 선광물에 아마 존재할 수 있는 마그네슘 산화물의 감소에 레퍼런스로 역할을 한다.
- "제일철";
용액 내에서 제이철 이온의 양을 제한하기 위해, 전위는 500 mV Ag/AgCl보다 낮거나, 바람직하기로는 450 mV/AgCl와 같거나 또는 그보다 낮다.
침출 제제는 황산(H2SO4)이다. 만일 이산화황(SO2)이 존재한다면, 이것은 침출 제제와 환원 제제(하기 참고)의 이중의 역할을 수행한다. 배지의 환원은 이산화황(SO2) 또는 분할된 또는 거대한 물질(금속 분말, 스크랩 등)과 같은 금속(철, 아연, 스크랩 철 등)과 같은 (적어도 하나의) 환원 제제의 부가에 의해 얻어진다. 철은 다음에 따른 Fe2 + 형태로 침출되어 진다:
2 Fe(III)OOH + 3 H2SO4 → Fe(III)2(SO4)3 + 4 H2O (1)
Fe(III)2(SO4)3 + SO2 + 2 H2O → 2 Fe(II)SO4 + 2 H2SO4 (4a)
___________________________________________________________
2 Fe(III)OOH + H2SO4 + SO2 → 2 Fe(II)SO4 + 2 H2O (4)
환원(4a)은 (환원 제제 SO2의 가능한 존재에서) H2SO4에 의하여 일 몰의 Fe에 대한 제일철 배지에서 공격은 일 몰의 산(조합된 H2SO4 및 SO2)을 소비하고, 즉 이것은 제일철 배지에서보다 절반 몰 적은 것을 언급한다는 결과로 산성을 재생하는 것을 가능하게 한다.
존재하는 제2철 이온은 니오븀 또는 (만일 양자가 존재한다면) 탄탈륨 (상기 참고)의 용해물에 침전하고, 그리고 제일철 이온으로 상기 제이철 이온의 전환에 의해, 침전물은 제일철 이온으로 상기 제이철 이온의 완전한 환원 전에, 상기 니오뷴 또는(그리고) 상기 탄탈륨으로 되고, 침출하고, 용해한다. 끓는 점, 예를 들어 90℃ 이상에 근접하는 온도에서 침출을 수행하는 것은 더욱이, 이것이 이들 원소들의 열적 침전을 증진하기 때문에 니오븀 또는 (그리고) 탄탈륨의 침전을 개선하는 것을 가능하게 할 수 있다.
침출은 결과적으로 바람직하기로는 공정의 업스트림으로부터 출발하는 U 또는 (그리고) 희토류에 대해 Nb 또는 (그리고) Ta의 분리를 얻기 위하여 제일철 배지에서 수행되어 진다. 이것은 또한 매트릭스에 대한 침출 제제의 소비(예를 들어 조합된H2SO4 및 SO2)를 제한하는 것을 가능하게 한다.
따라서, 상기 포인트 A)에서 언급된 침출은 하기의 두 가지 대안적인 형태에 따라 수행되어 질 수 있고 그리고 다음으로 구성되어 진다:
A1) (부가된) 황산의 존재하에서, 500 mV Ag/AgCl보다 크거나 그리고 유익하기로는 600 mV Ag//AgCl와 같거나 또는 그보다 큰 전위에서 그리고 임의적으로 이산화황(SO2) 또는 분할된 또는 거대한 물질(금속 분말, 스크랩 등)과 같은 금속(철, 아연, 스크랩 철 등)과 같은 적어도 하나의 (일반적으로는 하나) 환원 제제의 구성에서, 동시발생타입인 단일 단계에서의 침출, (원하는 NTURE 원소의 부분을 포함하고 로스팅의 업스트림에 재회수되어 지는) 제일철 침출물과 로스트되어 지는 침출 잔사를 생산하는 고체/액체 분리가 따름; 또는
A2) (부가된) 황산의 존재하에서, 500 mV Ag/AgCl보다 낮고 그리고 유익하기로는 450 mV Ag//AgCl와 같거나 또는 그보다 낮은 전위에서 그리고 임의적으로 이산화황(SO2) 또는 분할된 또는 거대한 물질(금속 분말, 스크랩 등)과 같은 금속(철, 아연, 스크랩 철 등)과 같은 적어도 하나의 (일반적으로는 하나) 환원 제제에서, 동시발생타입인 단일 단계에서의 침출, (우라늄 및/또는 희토류를 필수적으로 포함하고 로스팅의 업스트림에 재회수되어 지는) 제일철 침출물과 로스트되어 지는 니오븀 및/또는 탄탈륨에 농후한 침출 잔사를 생산하는 고체/액체 분리가 따름;
동일한 방식으로, 상기 포인트 B)에서 언급된 침출은 이시발생타입의 두 단계로 되는 침출은 하기에 특정된 두 가지 대안적인 형태에 따라 수행되어 질 수 있고 그리고 다음으로 구성되어 진다:
B1) H2SO4의 존재하에서, 500 mV Ag/AgCl보다 크거나 그리고 유익하기로는 600 mV Ag//AgCl와 같거나 또는 그보다 큰 전위에서 그리고 임의적으로 이산화황(SO2) 또는 분할된 또는 거대한 물질(금속 분말, 스크랩 등)과 같은 금속(철, 아연, 스크랩 철 등)과 같은 적어도 하나의 (일반적으로는 하나) 환원 제제의 구성에서, 이시발생타입인 두 단계에서의 침출, (원하는 원소의 부분을 포함하고 로스팅의 업스트림에 재회수되어 지는) 제일철 침출물과 제일 침출 잔사를 생산하는 고체/액체 분리가 따르고, 그리고 황산의 존재에서 500 mV Ag/AgCl보다 크거나 그리고 유익하기로는 600 mV Ag//AgCl와 같거나 또는 그보다 큰 전위에서 그리고 임의적으로 이산화황(SO2) 또는 분할된 또는 거대한 물질(금속 분말, 스크랩 등)과 같은 금속(철, 아연, 스크랩 철 등)과 같은 적어도 하나의 (일반적으로는 하나) 환원 제제의 구성에서 이거나, 또는 H2SO4의 존재에서 500 mV Ag/AgCl보다 낮거나 그리고 유익하기로는 450 mV Ag//AgCl와 같거나 또는 그보다 낮은 전위에서 그리고 이산화황(SO2) 또는 분할된 또는 거대한 물질(금속 분말, 스크랩 등)과 같은 금속(철, 아연, 스크랩 철 등)과 같은 적어도 하나의 (일반적으로는 하나) 환원 제제에서, 상기 제일 침출 잔사 상에 수행된 제일 침출 단계, 상기 제일 침출 단계로 유익하기로는 재순환 되어 지는 잔사 산성을 갖는 액체(제일철 및 제이철 침출물)와 로스트되어 지는 제이 침출 잔사를 생산하는 고체/액체 분리가 따름; 또는
B2) (재순환된, 유익하기로는 제이 침출 단계로부터 재순환된) H2SO4의 존재하에서, 500 mV Ag/AgCl보다 낮거나 그리고 유익하기로는 450 mV Ag//AgCl와 같거나 또는 그보다 낮은 전위에서 그리고 이산화황(SO2) 또는 분할된 또는 거대한 물질(금속 분말, 스크랩 등)과 같은 금속(철, 아연, 스크랩 철 등)과 같은 적어도 하나의 (일반적으로는 하나) 환원 제제에서, 이시발생타입인 두 단계에서의 침출, (만일 이들이 처음부터 존재한다면 우라늄 및 희토류를 필수적으로 포함하고 로스팅의 업스트림에 재회수되어 지는) 제일철 침출물과 제일 침출 잔사를 생산하는 고체/액체 분리가 따름, 그리고 H2SO4의 존재에서 500 mV Ag/AgCl보다 크거나 그리고 유익하기로는 600 mV Ag//AgCl와 같거나 또는 그보다 큰 전위에서 그리고 임의적으로 이산화황(SO2) 또는 분할된 또는 거대한 물질(금속 분말, 스크랩 등)과 같은 금속(철, 아연, 스크랩 철 등)과 같은 적어도 하나의 (일반적으로는 하나) 환원 제제의 구성에서 이거나, 또는 H2SO4의 존재에서 500 mV Ag/AgCl보다 낮거나 그리고 유익하기로는 450 mV Ag//AgCl와 같거나 또는 그보다 낮은 전위에서 그리고 이산화황(SO2) 또는 분할된 또는 거대한 물질(금속 분말, 스크랩 등)과 같은 금속(철, 아연, 스크랩 철 등)과 같은 적어도 하나의 (일반적으로는 하나) 환원 제제에서, 상기 제일 침출 잔사 상에 수행된 제일 침출 단계, 상기 제일 침출 단계로 유익하기로는 재순환 되어 지는 잔사 액체(제일철 및 제이철 침출물)와 로스트되어 지는 니오븀 및/또는 탄탈륨 내에 농후화된 제이 침출 잔사를 생산하는 고체/액체 분리가 따름. 상기 제일 침출 단계로 유익하기로는 재순환 되어 지는 상기 액체는 (그 자체로) 직접적으로 재순환되어 질 수 있거나 또는 (분리 후, 적어도 부분적으로 그 안에 존재된 니오븀 및/또는 탄탈륨의) 그 안에 존재되는 니오븀 및/또는 탄탈륨이 적어도 부분적으로 분리되고 난 후 재순환되어 질 수 있다. 이러한 분리는 어떠한 타입으로도 될 수 있다. 이것은 특별하게는 선택적인 침전의 것이나 또는 용매 추출의 것으로 구성될 수 있다.
상기한 대안적인 형태 B1) 및 B2)는 따라서 각각 제이철 조(B1))건 하에서 그리고 제일(B2))철 조건 하에서 수행되어 지는 제일 침출 단계와 제이철 또는 제일철 조건에서 수행되는 제이 침출 단계를 포함한다.
따라서 산과 침출되어 지는 물질(광석 또는 선광물) 사이에 채용된 이시발생은 매트릭스 상에 공격의 최적화와 매트릭스의 전체의 용해에 필수적인 산의 소비의 최적화에 대해 특별하게 유익하다는 것으로 보여진다.
상기한 관점에 비추어 보면, 침출 백분율은 따라서 한편으로는 제일철 침출물(풍부한 우라늄 및/또는 희토류)에 대해, 그리고 다른 한편으로는 니오븀 및/또는 탄탈륨이 풍부한 로스트되어 지는 침출 잔사 상에 로스팅의 업스트림을 생산하는 상기 대안적인 형태 A2) 및 B2)에 따라 수행되어 진다는 것으로 이해되어 진다. 상기 침출 백분율은 아주 유익하기로는 대안적인 형태 B2)에 따라 수행되어 진다.
로스트되어 지는 물질은 유익하기로는 로스팅의 업스트림에서 마쇄되어 진다. 이러한 그라인딩은 소정 원소를 담지하는 광물상에 반응물질의 접근성을 증진함에 의해 물질의 로스팅의 수행성을 개선하기 위한 것이다. 마쇄는 유익하기로는 로스트 되어 지는 매스의 30 ㎛에서 100% 통과(즉, 입자크기 ≤ 30㎛을 나타냄)를 얻기 위해, 유익하기로는 로스트 되어 지는 매스의 15 ㎛에서 100% 통과(즉, 입자크기 ≤ 15㎛을 나타냄)를 얻기 위해, 그리고 아주 유익하기로는 로스트 되어 지는 매스의 10 ㎛에서 100% 통과(즉, 입자크기 ≤ 10㎛을 나타냄)를 얻기 위해 수행되어 진다. 관련 마쇄는 따라서 초미세 마쇄이다. 어떤 경우에는, 극미세 마쇄를 하지 않더라도, 본 발명의 공정의 내용에서 (일반적으로 예비 마쇄의 대상이 된) 700 미크론 이하 그리고 유익하기로는 400 미크론 이하의 입자 크기를 나타내는 물질에 대해 조작이 일반적으로 수행되어 진다는 것이 인식되어 져야 한다.
이 기술 분야의 통상인은 로스팅의 업스트림에서 수행되어 지는, 상기에 설명된 본 발명의 공정의 임의적 단계가 유익하기로는 다음의 순서:
- 물리적 농후화,
- 침출, 및
- 마쇄,
로, 상기 단계의 적어도 두 단계가 수행되어 지는 것을 물론 감안하여, 수행되어 진다는 것을 이해한다.
철 광석이나 철 선광물의 본 발명에 따른 처리의 경우에 있어서, 다른 입자로부터 슬림(극미쇄물)을 분리하는 것을 목적으로, 상기 광석이나 선광물의 디슬리밍(desliming)이 또한 제공되어 진다. 이러한 디슬리밍은 마이크로사이클로닝(microcycloning)에 의해 수행되어 질 수 있다. 입자 사이즈의 컷오프는 전형적으로는 5 내지 20 ㎛, 바람직하기로는 5 내지 10 ㎛ 사이로 된다. 회수된 슬림의 일부는 유익하기로는 (소성의 융해에서 및/또는 로스팅에서) 철의 근원으로서 본 발명의 공정에서 업스트림에 사용되어 진다.
본 발명에 따른 소성의 융해의 업스트림에 대해서는, 용해되어 지는 원소의 침전을 방지하기 위해 (일반적으로 5를 초과하지 않는) 제한된 인자에 의해 임의적 희석이 상기에 언급되어 졌다. 본 발명의 공정은 유익하기로는 소성의 융해의 하류를 포함한다는 것이 일반적으로 지시되어 질 수 있다:
- 슬러리에 직접적으로 또는 용해된 원소의 침전을 방지하기 위해 (유익하기로는 ≤ 5 인) 제한된 인자에 의해 상기 슬러리의 희석의 부가적인 단계 후 수행된 고체/액체 분리; 상기 고체/액체 분리는 고체 공격 잔사 및 상기 용해된 원소를 포함하는 로스팅 침출물을 생성함.
이 유익한 대안적인 형태의 내용에 있어서, 다음에 대해 제공하는 것이 알맞다:
- 로스팅의 황산 분위기 침출물 업스트림의 실행을 위해, 니오븀 및/또는 탄탈륨이 분리되어 지고, 임의적으로 희석하는 것으로부터, 상기 로스팅 침출물 그리고 유익하기로는 상기 침출물의 재순환 내 용액에서 상기 니오븀 및/또는 탄탈륨의 분리(상기 참고).
이들이 존재하는 용액으로부터 니오븀 또는 (그리고) 탄탈륨의 분리는 상기에 언급되어 졌다. 이러한 분리는 특히는 용매 추출(즉, 도면 참고) 또는 선택적 침전에 의해 수행되어 질 수 있다. Nb 및/또는 Ta로부터 정제된 용액은 유익하기로는 재순환되어 진다. 그의 산성도는 따라서 재순환되어 진다.
본 발명의 공정의 두 가지의 바람직한 실시형태는 아래에 특정하기 위해 의도되어 진다. 이들 두 가지 실시형태는 첨부된 도 3 및 4에 도식적으로 나타내어 진다.
제일 실시형태에 따르면, 본 발명의 용해 공정은 다음을 포함한다:
- 상기 A) 또는 B) 타입 (유익하기로는 상기 A1), A2), B1) 또는 B2) 타입의 것 그리고 아주 유익하기로는 상기 A2) 또는 B2) 타입)의 침출 및 침출물과 침출 잔사의 회수 (다운스트림);
- 상기 침출 잔사의 임의적인 극미세 마쇄;
- 상기 임의적으로 마쇄된 침출 잔사의 로스팅;
- 슬러리를 얻기 위해, 상기 로스팅의 결과로 얻어진 소성물의 융해;
- 상기 슬러리 상에 직접적으로 또는 원하는 (용해된) 원소를 포함하는 로스팅 침출물과 고체 공격 잔사를 생산하는, 제한된 인자(상기 참고)에 의해 희석된 상기 슬러리 상에 수행된 액체/고체 분리;
- 니오븀 및/또는 탄탈륨이 분리되어 지는 것으로부터(용어 "분리된"에 대한 상기 코멘트 참고) 상기 로스팅 침출물 및 침출물의 재순환물로부터 상기 니오븀 및/또는 탄탈륨의 분리, 상기 침출의 실행을 위해 임의적으로 희석되어 짐.
제이의 실시형태에 따르면, 본 발명의 융해 공정은 다음을 포함한다:
- 회수를 위해, 임의적으로 물리적으로 농후화된, 한편으로는 철을 포함하는 슬림이고, 다른 한편으로는 디슬림된 광석이나 선광물(즉, 그의 슬림의 적어도 일 부분(일반적으로는 50중량% 이상)으로부터 유리된 광석이나 선광물)인 광석 또는 선광물(철을 포함함)의 디슬리밍;
- 상기 디슬림화된 광석이나 선광물 상에, 임의적으로는 상기 단계 1에서 회수된 슬림(일반적으로 상기 회수된 슬림의 일 부분은 아래 로스팅에 사용되지 않음)의 일 부분의 부가로 수행되어 진 상기 A) 또는 B) 타입 (유익하기로는 상기 A1), A2), B1) 또는 B2) 타입의 것 그리고 아주 유익하기로는 상기 A2) 또는 B2) 타입)의 침출, 및 침출물과 침출 잔사의 다운스트림 회수;
- 상기 침출 잔사의 임의적인 극미세 마쇄;
- 상기 단계 1에서 회수된 슬림의 다른 부분을 통해 철의 부가로 수행되어 진 상기 임의적으로 마쇄된 침출 잔사의 로스팅;
- 슬러리를 얻기 위해, 상기 로스팅의 결과로 얻어진 소성물의 융해;
- 상기 슬러리 상에 직접적으로 또는 제한된 인자(상기 참고)에 의해 희석된 상기 슬러리 상에 수행된 액체/고체 분리하여, 원하는 (용해된) 원소를 포함하는 로스팅 침출물과 고체 공격 잔사를 생산;
- 니오븀 및/또는 탄탈륨이 분리되어 지는 것으로부터 상기 로스팅 침출물 및 상기 로스팅 침출물의 재순환물로부터 상기 니오븀 및/또는 탄탈륨의 분리, 상기 침출의 실행을 위해 임의적으로 희석되어 짐.
동정된 원소: Nb 및/또는 Ta + U 및/또는 희토류의 용해를 위해 상기 기술된 공정은 상기 원소들을 포함하는 광석 또는 선광물을 처리하기에 적절하다. 이것은 특히 광석 및 선광물을 처리하기에 적절한 것으로, 상기 관련 광석은 피로클로르(일반식: A2B2O6(O,OH,F)의 것으로, A = U, RE, Na, Ca, Ba, Th 또는 Bi(특별히) 그리고 B = Nb, Ta, Ti 또는 Fe (특별히)), 유제나이트(euxenite), 사마르스카이트(samarskite), 페로브스카이트(perovskite) 또는 페르구소나이트(fergusonite) 군 및 이들의 혼합물로부터 선택되어 진다. 이러한 광석 및 선광물은 임의적으로 철을 포함한다.
이것은 선광되어 질 수 없거나 또는 단지 어느 정도로 또는 이전의 물리적 처리에 의한 어려움을 가지고 선광되어 질 수 있는 광석을 처리하는데 적절할 수 있다는 점에서 이것은 특히 유익하다는 것이 이미 상기에서 지적하였다.
상기에서 기술된 본 발명의 용해 공정의 실시의 결과로, 원하는 원소가 따라서 사실 적어도 하나의 용액으로 존재하는, 용액에서 얻어진다. 상기 공정은 특별하게는 Nb 및/또는 Ta + U 및/또는 희토류를 포함하는 적어도 하나의 또는 그 이상의 용액을 초래할 수 있다.
어떤 경우에 있어서는, 처리되어 지는 물질에 존재하는 NTURE은 용액에 재 출현되어 진다. 이들을 회수하기 위해, 이들의 용매로부터 이들을 분리하는 것이 적절하다. 이러한 분리를 얻기 위한 이 기술분에의 통상인에게 익숙한 프로세스인; 용매 추출, 선택적인 침전 등은 상기에 언급되어 졌다.
본 발명의 제이의 대상물에 따르면, 본 발명은 따라서 광석이나 선광물에 존재하는 니오븀 및 탄탈륨으로부터 선택된 적어도 하나의 원소 그리고 우라늄 및 희토류로부터 선택된 적어도 하나의 원소의 회수, 유익하기로는 니오븀, 탄탈륨, 우라늄 및 희토류의 회수를 위한 프로세스에 대한 것으로, 이것은 다음을 포함하는 것을 특징으로 한다:
- 상기에 기술된 용해 공정에 따라 상기 (귀금속) 원소의 용해; 및
- 상기 (귀금속) 원소의 분리.
이 기술분야의 통상인은 다른 것들로부터 이들 원소들을 분리하기 위한 다양한 기술을 공지하고 있다.
이하, 본 발명은, 제한하기 위해 제시되지 않은, 첨부된 도면을 참고로 하여 자세하게 기술되어 진다. 이들 도면은 본 발명의 정보의 많은 상세한 사항을 반복하고 함유한다. 이들 정보는 본 발명의 상세한 설명의 전체 부분을 형성한다.
상기와 같이 구성되는 본 발명의 광석 또는 선광물로부터 적어도 하나의 원소 니오븀 또는 탄탈륨 및 적어도 하나의 다른 원소 우라늄 또는 희토류의 용해 및 회수는 종래의 문제점을 해결하였다.
도 1은 본 발명의 공정(회수가 따르는 용해)의 대안적인 실시형태 레퍼런스의 도식적인 도면이다.
도 2a,도 2b,도 2c,도 2d는 본 발명의 공정의 로스팅의 업스트림이 임의적으로 수행된 침출 단계의 대안적인 형태의 도식적인 도면이다.
도 3은 이전 침출을 갖는 본 발명의 공정의 대안적인 실시형태의 도식적인 도면이다.
도 4는 철의 근원으로 광석의 슬림의 사용으로 상기 광석에 대해 수행된 도 3의 대안적인 형태의 도식적인 도면이다.
예비적인 코멘트:
1) 임의적인 조작(임의적인 단계, 임의적인 부가)이 점선으로 도면에 지시되어 져 있다;
2) 처리된 물질은 Nb, Ta, U 및 RE을 포함하는 것으로 추정되어 진다.
도 1에 도식적으로 도시된 본 발명의 공정은 귀금속 원소 : Nb, Ta, U 및 RE를 포함하는 광석 또는 선광물 상에 직접적으로(업스트림 침출 없이) 수행되어 진다.
이것은 처리되어 지는 물질 (광석 또는 선광물)의 (30 ㎛와 동등하거나 또는 그 이하의 입자 사이즈를 보이는 로스트되어 지는 물질을 얻기 위해) 극미세 마쇄의 단계를 임의적으로 포함한다.
이것은 로스팅 단계(황산화 로스팅 및 산 로스팅의 두 대안적인 형태가 도식적으로 나타나 있음)와 상기 로스팅의 결과로 얻어진 소성물의 용해의 연속적인 단계를 포함한다. 상기 융해 단계는 소량의 물을 가지는 철의 존재 하에서 수행되어 진다(농축된 용해는 적어도 50 g/l의 철을 포함하는 슬러리를 얻기 위해 관련되어 진다). (상기 용해 단계에서 제이철 상태로) 존재하는 철은 적어도 부분적으로 처리된 광석이나 선광물로부터 유래할 수 있다; 이것은 적어도 부분적으로 소성물에 부가되어 질 수 있다; 이것은 또한 적어도 부분적으로 단지 로스트되어 지는 물질에 부가되어 질 수 있다. SO2 (환원 제제)은 또한 임의적으로 용해 단계에서 부가되어 질 수 있다. 이것은 임의적으로, 존재하는 철이 제이철 상태에서 존재하도록 되는 한, 상기에서 기술한 바와 같이, 적은 양(임의적으로 SO2의 "구성"이 도시되어 져 있음)으로 부가되어 진다.
용해 단계의 결과로 얻어진 슬러리는 직접적으로 (도시된 대안적인 형태에 따라) 액체/고체 분리의 대상이 되어 진다. 고체는 공격 잔사를 구성하고 그리고 액체 또는 제이철 로스팅 침전물은 Nb, Ta, U 및 RE의 용해된 귀금속 원소를 포함한다.
도시된 최종 단계는 (이들의 분리 회수를 위해) 상기 용해된 귀금속 원소의 분리에 대한 것이다.
도 2a 및 2b는 업스트림 (산 분위기) 침출 (상기 변형태 A)의 제일의 대안적인 실시형태를 도시하는 것으로, H2SO4에 의해 산 공격으로 제한되어 지고, 고체/액체 분리가 따른다. 로스트되어 지는 물질의 양은 따라서 감소되어 진다. 처리되어 지는 물질에 처음부터 존재하는 귀금속 원소의 일 부분을 포함하는 대기 침출물이 회수되어 진다. 다음은 보다 자세하게 기술되어 지는 것이다:
- 도 2a에서는, 제이철 조건하에서 상기 동시발생타입 침출의 사용. 예를 들어 SO2인 환원 제제는 강제적으로 부가되어 지지 않고 (따라서 점선으로 나타냄), 그리고 어떤 경우에는, 이것은 단지 메이크-업으로서 부가되어 진다. (침출되어 지는 물질에 존재하는) 귀금속 원소의 추출 수율은 관련 원소에 따라 다양하게 변한다. 이들은 일반적으로 니오븀 및 탄탈륨에 대해서는 낮게 된다 (하기 실시예 α 및 β 참고);
- 도 2b에서는, 제일철 조건하에서 상기 동시발생타입 침출의 사용. 예를 들어 SO2인 환원 제제는 강제적으로 부가되어 진다. 이 환원 제제는 침출된 니오븀 및/또는 탄탈륨 (이들 두 원소는 침출되어 지는 물질에 존재하는 것으로 간주됨) 및 제일철 대기 침출물의 침전을 일으켜, 필수적으로 우라늄 및 희토류 (만일 이들이 침출되어 지는 물질에 처음부터 존재한다면)를 포함하고, 그리고 니오븀 및 탄탈륨 (이들 두 원소는 침출되어 지는 물질에 존재하는 것으로 간주됨)이 풍부한 침출 잔사가 그런 다음 얻어 진다(하기 참고).
도 2c 및 도 2d는 업스트림 (산 분위기) 침출 (상기 변형태 B)))의 제이의 대안적인 실시형태를 도시한다. 침출되어 지는 물질은 제이 침출 단계를 수행하기 위한 H2SO4의 사용에 기인하여, 잔사의 산성도를 나타내는 재순환된 액체의 상기 물질 상에 작용에 의해, H2SO4의 기여 없이, 이것이 수행되어 지는 한, "마일드" 침출 단계로 기술되어 진 제일 침출 단계의 대상이 되어 진다; 상기 재순환된 액체는 상기 제이 침출 단계로부터의 침출액으로 구성되어 진다.
((H2SO4의 사용에 기인하여) "공격적" 침출 단계로 기술되어 진) 상기 제이 침출 단계는 따라서 제일 침출 단계로부터의 (고체) 침출 잔사에 대해 수행되어 진다.
각 침출 단계는 통상적으로 침출물 (액체) 및 잔사(고체)를 발생하는 고체/액체 분리가 따른다.
이러한 두-단계 업스트림 침출은 단일-단계 침출(도 2a,b 참고)과 같이, 본 발명에 따라 처리되어 지는 원하는 귀금속의 원소 (용액으로) 및 침출 잔사를 포함하는 대기의 침출물을 발생한다(철의 존재에서 로스팅 + 농축된 용해).
다음은 보다 자세하게 기술되어 지는 것이다:
- 도 2c에서는, 제이철 조건 (단지 SO2와 같은 환원 제제는 부가되어 지기 쉬움) 하에서 제일 "마일드" 침출 단계로, (침출되어 지는 물질에 존재하는) 원하는 NTURE 원소 일부를 포함하는 대기 침출물이 얻어짐, 그리고 제이철 조건 하에서 제이 "공격적" 침출 단계의 이시발생타입 침출의 실시형태;
- 도 2B2에서는, 제일철 조건 (환원 제제의 부가 참고) 하에서 제일 "마일드" 침출 단계로, 이시발생타입 침출의 실시형태로서, (만일 이들이 침출되어 지는 물질에 처음부터 존재하였다면) 우라늄 및/또는 희토류를 필수적으로 포함하는 대기 침출물과 니오븀 및/또는 탄탈륨이 풍부한 침출 잔사가 얻어진다. 제이철 조건 하에서 수행된 제이 "공격적" 침출로부터 침출물은 직접적으로 재순환되어 지거나 또는 이것으로부터 Nb, Ta 등이 분리되어 지고 난 후 재순환되어 진다는 것은 인지되어 졌다. "전체" 분리는 도식적으로 도시되어 져 있다.
상기 도 2c 및 2d에서 제이철 조건 하에서 수행되는 것으로 도시된 제이의 공격적 침출은, 환원 제제의 메이크-업의 부가 없이, 또한 제일철 조건 하에서 또는 이러한 메이크-업의 부가로 (따라서 환원 제제의 강제적인 부가로) 제일철 조건 하에서 모두 함께 본 발명의 내용에서 수행되어 질 수 있다는 것이 여기에서 상기되어 진다.
도 3은 얻어진 제이철 로스팅 침출물의 다운스트림 처리에 관한 유익한 대안적인 실시형태와 업스트림 대기 침출을 갖는 본 발명의 공정의 대안적인 실시형태를 도시한다.
상기 도 3에서, 도 1이 실제로 재현되어 지는데, 즉 본 발명의 공정의 레퍼런스 단계이다(임의적으로 극미세 마쇄 + 로스팅 + 철의 존재에서 소성물의 농축된 용해 + 액체의 회수로 고체/액체 분리(체이철 로스팅 침출물은 원하는 원소를 용액에 포함함)).
부가하여, (도 2a, 2b, 2c 또는 2d에 따른) 업스트림 침출이 제공되어 지고 그리고, 용액 내에서 그 안에 존재하는 Nb 및 Ta를 회수하기 위하여 침출물의 처리인, 하나의 대안적인 형태인 다운스트림이 제공되어 진다. (용매 추출이 수행되어 지는) 도시된 대안적인 형태에 따르면, 상기 Nb 및 Ta이 농축된 스트림에서 회수되어 진다(여기서, 상기에 나타난 바와 같이, 침전 후 고체 형태로의 회수를 제공하는 것이 가능하다). 도시된 대안적인 형태에 따르면, 상기 Nb 및 Ta이 미리 분리되어 지는 것으로부터 업스트림 침출에 재순환되어 진다.
도 4는 철을 포함하는 광석으로 그리고 로스팅 단계에서 철의 근원으로 사이 철의 사용으로 수행된 도 3의 공정의 대안적으로 형태를 나타내어, 제이철은 용해에 (그리고 로스팅에) 존재한다. 용해 및/또는 로스팅에 부가적인 철이 부가되어 지는 것이 배제되어 지지 않는다는 것이 인지되어야 한다. 철은 디슬리밍에 의해 이것을 포함하는 광석으로부터 회수되어 지고 그리고 슬림은 철의 근원으로서 그렇게 사용되어 진다.
대기 침출은, 회수된 슬림의 일 부분(로스팅에 사용되지 않은 부분, 따라서 슬림의 제어 문제를 발생하지 않음)이 부가되어 질 수 있는 디슬림화된 광석에 대해 수행되어 진다.
도 3 및 4를 참고로 하여, 수행된 업스트림 대기 침출의 타입에 따르면, 대기 침출은 일 부분의 원하는 NTURE 원소(침출되어 지는 물질에 존재하는 것의 부분) (도 2a 및 2c에 따른 침출) 또는 (침출되어 지는 물질에 존재하는) 필수적으로 우라늄 및/또는 희토류(도 2b 및 2d에 따른 침출)를 포함한다.
도 1, 3 및 4를 참고로 하여, 물의 흐름과 "철의 근원"의 가능한 흐름은 용해 단계에서 도시되어 져 있다는 것이 인지되어 진다. 수성 용액의 단일 흐름은 물의 흐름과 "철의 근원"의 가능한 흐름의 장소에서 사용되어 질 수 있는 것이 명백하다.
본 발명은 다음의 실시예에 의해 보다 자세하게 설명되어 진다.
실시예
모든 실시예는, 입자 사이즈 환원이 630 미크론으로 수행되어 진 실시예 β의 경우를 제외하고는, 315 미크론 이하의 입자 사이즈 환원과 낮은-강도 자력 분리(low-intensity magnetic separation; LIMS)에 의해 물리적으로 예비 처리된 광석으로 수행되어 졌다.
A - 직접 황산화 로스팅
실시예 1: 극미세 마쇄를 갖는 직접 황산화 로스팅
4 미크론에서 80중량%의 통과에 상응하는 입자 사이즈를 얻기 위해, 피로클로르는 볼로 교반되어 지는 수직 연마기 내에서 마쇄되어 진다.
광석의 분석은 다음과 같이 주어진다:
광석 Fe Th U Ce
함량 33.8% 0.27% 1100ppm 0.81%
Nb Ta Ti P Mn Si
2.5% 1100ppm 2.1% 3.7% 3.3% 1.0%
35%의 고체 함량으로, 즉 160 g의 건조 광물이 존재하는 물 내에 마쇄된 광석의 슬러리 451 g이 자제 도가니 안으로 도입되어 졌다. 251 g의 96% 황산, 즉 1503 kg의 H2SO4/광물의 톤이 도입되어 졌다. 24.3 g의 소디움 피로설페이트(Na2S2O7), 즉 150 kg/광물의 톤이 도입되어 졌다. 균일성을 확실하게 하기 위해 혼합물은 기계적으로 교반되어 졌다. 로스팅에서 하전에 있어 Fe/(Nb+Ta) 및 PO4/(Nb+Ta) 몰 비율은 각각 22 mol/mol 및 4.4 mol/mol이었다. 도가니는 4시간 동안 500℃에서 가마 안에 놓여 진다. 로스트된 물질은 냉각되어 진다. 298 g의 소성물이 얻어지고 그리고 로스팅 동안에 소실 중량은 광석 슬러리로부터 물의 소실에 기인할 수 있는 30%를 포함하여 58%에서 측정되었다.
116 g의 소성물은, 즉 2.4의 물/"초기 광석" 비율로 90℃로 가열된 142 ml의 물을 포함하는 교반된 반응기 안으로 도입되어 진다. 이 슬러리는 교반되어 지고 그리고 2시간 동안 이 온도에서 유지되어 진다. 슬러리는 원심분리되어 지고 그리고 고체 원심분리 증착물이 수세되어 진다. 그런 다음 다음과 같은 결과가 얻어졌다:
내용물 Fe Th Ce Nb Ta Ti
12.72 g 고체 잔사 (%) 10.0% 0.18% 1.3% 1.4% 0.09% 5.3%
110 ml 로스팅
침출물 (g/l)
120 0.42 0.44 8.0 0.30 4.4
315 ml 수성
수세 액
(g/l)
15.6 0.26 0.70 1.00 0.03 0.57
침출물은 120 g/l의 Fe, 8.0 g/l의 Nb, 300 mg/l의 Ta 및 440 mg/l의 Ce을 포함한다.
2가지 방법의 계산에 의해 측정된 용융 수율은 아래와 같이 주어진다:
용융 수율 중량 손실 Fe Th Ce Nb Ta Ti
액체/(액체+고체) 분산 79% 93% 85% 62% 87% 80% 50%
이들 수율로부터, 니오븀 및 탄탈륨 담지 피로클로르 광물 상은 황산화 로스팅에 의해 대략적으로 85%로 공격되어 진다.
B - 직접 산 로스팅
실시예 2: (용융 내에 SO 2 의 사용 없이) 극미세 마쇄로 로스팅
18 미크론에서 100중량%의 통과에 상응하는 입자 사이즈를 얻기 위해, 피로클로르는 볼로 교반되어 지는 수직 연마기 내에서 마쇄되어 진다.
광석의 분석은 다음과 같이 주어진다:
광석 Fe Mn Th U Ce
함량 29.9% 2.7% 0.15% 1130ppm 0.65%
Nb Ta Ti P Si
2.3% 900ppm 2.1% 3.3% 0.55%
45%의 고체 함량으로 물 내에 마쇄된 광석의 슬러리 207.7 g(즉, 94.2 g의 건조 광물이 존재)이 자제 도가니 안으로 도입되어 졌다. 147.5 g의 96% 황산, 즉 1504 kg의 H2SO4/광물의 톤이 도입되어 졌다. 공격 용액은 따라서 41%의 H2SO4을 포함하고, 그리고 로스팅에서 하전에 있어 Fe/(Nb+Ta) 및 PO4/(Nb+Ta) 몰 비율은 각각 21.4 mol/mol 및 4.3 mol/mol이었다. 혼합물은 균일성을 확보하기 위해 기계적으로 교반되어 진다. 도가니는 4시간 동안 300℃에서 가마 안에 놓여 유지되어 진다. 로스트된 물질은 냉각되어 진다. 180.1 g의 소성물이 얻어지고 그리고 로스팅 동안에 소실 중량은 49%로 측정되었다.
모든 소성물은 189 ml의 90℃로 가열된 물로 충진된 교반된 반응기 안에 사입되어 졌다; 물/"초기 광석" 비율은 따라서 2.0이다. 이 슬러리는 교반되어 지고 그리고 2시간 동안 이 온도에서 유지되어 진다. 슬러리는 원심분리되어 지고 그리고 고체 원심분리 증착물이 수세되어 진다. 그런 다음 다음과 같은 결과가 얻어졌다:
내용물 Fe Th U Ce Nb Ta
16.6 g 고체 잔사 (%) 10.6% 0.08% 92ppm 0.22% 2.4% 0.14%
154 ml 로스팅
침출물 (g/l)

135

0.95

0.53

0.24

8.3

0.31
545 ml 수성
수세 액
(g/l)

9.9

0.09

0.04

0.24

0.25

0.020
내용물 Ti Mn
고체 잔사 (%) 5.3% 3.7%
로스팅 침출물
(g/l)
4.1 10.4
수성 수세 액
(g/l)
0.28 0.7
용융 수율은 아래와 같이 주어진다:
용융 수율 중량 손실 Fe Th U Ce Nb Ta Ti Mn
액체/(액체+고체) 분산 82% 94% 94% 99% 93% 78% 72% 47% 77%
그의 유리 산성도가 제한되어 지는 침출수 내 8.3 g/l의 Nb을 용융하는 성공이 달성된다. 즉, [H+] = 2.3N. 78%의 니오븀 및 72%의 탄탈륨이 용액에 추출되어 진다.
티타늄은 부분적으로 추출되어 지고 그리고 마그네슘에 대한 추출 수율은 단지 76%이다.
실시예 3: 용융 내에 SO 2 의 사용으로 극미세 마쇄를 한 산 로스팅
10 미크론에서 100중량%의 통과에 상응하는 입자 사이즈를 얻기 위해, 피로클로르는 볼로 교반되어 지는 수직 연마기 내에서 마쇄되어 진다.
광석의 분석은 다음과 같이 주어진다:
광석 Fe Mn Th U Ce
함량 31.7% 2.8% 0.22% 1090ppm 0.70%
Nb Ta Ti P Si
2.3% 900ppm 2.1% 3.4% 0.63%
31%의 고체 함량으로 물 내에 마쇄된 광석의 슬러리 372.1 g(즉, 115 g의 건조 광물이 존재)이 자제 도가니 안으로 도입되어 졌다. 180.9 g의 96% 황산, 즉 1510 kg의 H2SO4/광물의 톤이 도입되어 졌다. 공격 용액은 따라서 31%의 H2SO4을 포함하고, 그리고 로스팅에서 하전에 있어 Fe/(Nb+Ta) 및 PO4/(Nb+Ta) 몰 비율은 각각 22.3 mol/mol 및 4.3 mol/mol이었다. 혼합물은 균일성을 확보하기 위해 기계적으로 교반되어 진다. 도가니는 4시간 동안 300℃에서 가마 안에 놓여 유지되어 진다. 로스트된 물질은 냉각되어 진다. 229.2 g의 소성물이 얻어지고 그리고 로스팅 동안에 소실 중량은 58%로 측정되었다.
모든 소성물은 230 ml의 90℃로 가열된 물로 충진된 교반된 반응기 안에 사입되어 졌다; 물/"초기 광석" 비율은 따라서 2.0이다. 이 슬러리는 교반되어 지고 그리고 SO2의 감소된 버블링 하에서 2시간 동안 이 온도에서 유지되어 진다. 산화/환원 전위는 그런 다음 570 mV Ag/AgCl이다(이러한 전위에서, 존재하는 철은 현저하게 제이철이다). 슬러리는 원심분리되어 지고 그리고 고체 원심분리 증착물이 수세되어 진다. 그런 다음 다음과 같은 결과가 얻어졌다:
내용물 Fe Th U Ce Nb Ta
20.9 g 고체 잔사 (%) 6.5% 0.03% 113ppm 0.19% 1.6% 600ppm
222 ml 로스팅
침출물 (g/l)

142

1.1

0.54

3.0

8.9

0.38
224 ml 수성
수세 액
(g/l)

20

0.18

0.07

0.6

0.73

0.025
내용물 Ti Mn
고체 잔사 (%) 2.7% 0.54%
로스팅 침출물
(g/l)
6.6 16.1
수성 수세 액
(g/l)
0.82 2.2
용융 수율은 아래와 같이 주어진다:
용융 수율 중량 손실 Fe Th U Ce Nb Ta Ti Mn
액체/(액체+고체) 분산 82% 96% 98% 98% 95% 87% 88% 74% 97%
그의 유리 산성도가 제한되어 지는 침출수 내 8.9 g/l의 Nb을 용융하는 성공이 달성된다. 즉, [H+] = 2.2N.
용융 수율로부터, 니오븀 및 탄탈륨을 담지하는 피로클로르 광물 상은 로스팅 전의 미세 마쇄와 로스팅 내에 철의 존재와 조합되어, 물 안에서 소성물을 취하는 높은 제이철 농도의 대략적으로 90%(142 g/l의 Fe)로 공격되었다.
실시예 2와 비교하여, 물에 취하여 진 SO2의 사용은 마그네슘(97%) 및 티타늄(74%)의 용융을 극적으로 개선하고 그리고 니오븀 및 탄탈륨의 추출을 대략적으로 +10%로 개선하였다.
실시예 4: 용융 내에 SO 2 의 사용으로 극미세 마쇄를 하지 않은 산 로스팅
광석의 분석은 다음과 같이 주어진다:
광석 Fe Mn Th U Ce
함량 33.6% 3.8% 0.28% 1090ppm 0.79%
Nb Ta Ti P Si
2.8% 1100ppm 2.5% 3.8% 0.86%
이 광석의 입자 사이즈는 315미크론에서 100% 통과하는 것에 상응한다.
50%의 고체 함량으로 물 내에 마쇄된 광석의 슬러리 159.9 g(즉, 77.5 g의 건조 광물이 존재)이 자제 도가니 안으로 도입되어 졌다. 120.8 g의 96% 황산, 즉 1496 kg의 H2SO4/광물의 톤이 도입되어 졌다. 공격 용액은 따라서 43%의 H2SO4을 포함하고, 그리고 로스팅에서의 하전에 있어 Fe/(Nb+Ta) 및 PO4/(Nb+Ta) 몰 비율은 각각 20 mol/mol 및 4.1 mol/mol이었다. 혼합물은 균일성을 확보하기 위해 기계적으로 교반되어 진다. 도가니는 4시간 동안 300℃에서 가마 안에 놓여 유지되어 진다. 로스트된 물질은 냉각되어 진다. 138 g의 소성물이 얻어지고 그리고 로스팅 동안에 소실 중량은 51%로 측정되었다.
모든 소성물은 182 ml의 90℃로 가열된 물로 충진된 교반된 반응기 안에 사입되어 졌다; 물/"초기 광석" 비율은 따라서 2.3이다. 이 슬러리는 교반되어 지고 그리고 SO2의 감소된 버블링 하에서 2시간 동안 이 온도에서 유지되어 진다. 산화/환원 전위는 그런 다음 555 mV Ag/AgCl이다(이러한 전위에서, 존재하는 철은 현저하게 제이철이다). 슬러리는 원심분리되어 지고 그리고 고체 원심분리 증착물이 수세되어 진다. 그런 다음 다음과 같은 결과가 얻어졌다:
내용물 Fe Th U Ce Nb Ta Ti
12.4 g 고체 잔사 (%) 9.3% 0.1% 288ppm 0.17% 3.9% 600ppm 5.4%
172 ml 로스팅
침출물 (g/l)

112

0.81

-

2.1

6.2

0.2

3.4
315 ml 수성
수세 액
(g/l)

5.6

0.04

-

0.2

0.05

0.0012

0.12
용융 수율은 아래와 같이 주어진다:
용융 수율 중량 손실 Fe Th U Ce Nb Ta Ti Mn
액체/(액체+고체) 분산 84% 95% 93% 96% 95% 69% 50% 48% 97%
* 고체의 분석으로부터의 추출 수율.
침출물은 6.2 g/l의 Nb, 0.2 g/l의 Ta, 2.1 g/l의 Ce 및 112 g/l의 Fe을 함유하고 그리고 유리 산성도는 [H+] = 3.0N에 상응함.
니오븀, 탄탈륨 및 티타늄에 대한 추출 수율은, 실시예 3의 경우에 있어서돠 같이 광석이 극미세하게 미리 마쇄되어 지지 않았다는 사실에 기인하여, Nb에 대해 -20% 내지 Ta에 대해 -40% 사이로, 실시예 3에서 얻어진 것에 비하여 유의적으로 빈약하였다.
실시예 5: SO 2 의 사용 없이 덜 농축된 배지 내에 소성물의 용해와 극미세 쇄를 한 로스팅
이 시험에서 사용된 소성물은 실시예 3에서 생산된 것과 동일하다.
모든 소성물은 239 ml의 90℃로 가열된 물로 충진된 교반된 반응기 안에, 즉 물/"초기 광석" 비율 = 4.2로 사입되어 졌다. 이 슬러리는 교반되어 지고 그리고 1시간 동안 이 온도에서 유지되어 진다. 산화/환원 전위는 그런 다음 1200 mV Ag/AgCl이다. 슬러리는 여과되어 진다. 그런 다음 다음과 같은 결과가 얻어졌다:
내용물 Fe Th Ce Nb Ta Ti
14.6 g 고체 잔사 (%) 11.4% 0.09% 0.31% 4.5% 0.21% 3.9%
135 ml 여액(g/l) 72 0.56 1.54 2.9 0.16 2.5
380 ml 수성 수세액
(g/l)
19
0.15
0.44
0.66
0.04 1.0
용융 수율은 아래와 같이 주어진다:
용융 수율 중량 손실 Fe Th Ce Nb Ta Ti
액체/(액체+고체) 분산 74% 91% 91% 89% 50% 55% 56%
4.2의 물/광석 비율을 사용하여, 매트릭스(Fe 포함)의 조합된 원소에 대한 용융 수율은 2.2의 물/광석 비율을 사용하는 실시예 3 동안 얻어진 것에 비교할 만 하다.
니오븀 및 탄탈륨의 용융은 물과 소성된 제품을 혼합하는 동안 물/초기 광석 비율에 의해 유의적으로 영향을 받는다. 실시예 3에서 설명된 바와 같이, 50%의 니오븀에 대한 용융 수율은 4.2의 물/초기 광석 비율로 실질적으로 얻어지고, 반면 87%의 니오븀이 2.2의 물/초기 광석 비율로 용융되어 진다. 낮은 물/"초기 광물" 비율의 사용은 보다 높은 농도의 철을 야기한다: 실시예 3에서 142 g/l의 Fe 대 실시예 5에서 72 g/l의 Fe. 이후에 개시되어 지는 실시예 7은 합성 철의 부가는 니오븀 및 탄탈륨의 용융 수율을 극적으로 개선한다는 것을 보여준다.
C- 간접 산 로스팅
대기 침출
실시예 α: 환원 제제 구성의 존재하에서 제이철 동시발생타입 침출(도 2a 참고)
106 미크론에서 100중량%의 통과에 상응하는 입자 사이즈를 얻기 위해, 피로클로르는 마쇄되어 진다. 광석의 분석은 다음과 같이 주어진다:
광석 Fe Mn U Th Ce La Sc
함량 33.6% 3.8% 1160ppm 0.27% 0.99% 0.36% 170ppm
Nb Ta Ti P Si
2.6% 1030ppm 2.4% 3.9% 0.9%
500 g의마쇄된 광석이 566 g의 90℃의 가열된 물과 교반된 반응기에서 슬러리되어 진다. 1600 kg의 H2SO4/광물의 톤이 슬러리에 부가되어 졌다. 따라서 초기 광물 함량은 26%이다. 마그네슘의 용융을 최대로 하기 위해 580 mV Ag/AgCl의 전위를 유지하기 위하여, 가스성 SO2가 슬러리에 점진적으로 부가되어 졌다.
혼합물은 90℃의 온도를 유지하면서 24시간 동안 기계적으로 교반되어 졌다.
슬러리는 여과되어 지고 그리고 여과 케이크는 탈이온수로 여과지 상에서 수세되어 졌다. 다음의 결과가 그런 다음 얻어졌다:
내용물 Fe Th U Ce Nb Ta Ti
34.8g 고체 잔사 (%) 7.1% 0.5% 70ppm 1.61% 6.3% 0.4% 6.6%
500ml 여액(g/l) 67 0.58 0.43 0.22 4.5 0.2 2.7
790ml 수성 수세액
(g/l)
32
0.29
0.21 0.30
2.0
0.01 1.2
용융 수율은 액체(여액 및 수성 수세 액)와 고체 잔사 사이의 분산에 대해 게산되어 졌다:
용융 수율 중량 손실 Fe Th U Ce Nb Ta Ti
액체/(액체+고체) 분산 75% 92% 91% 89% 36% 35% 21% 30%
우라늄은 80% 이상 용해되어 졌다. 비록 침출이 아주 높은 산성 조건(즉, 초기 고체 함량 26% 및 1600 kg/t의 산/광석 비율) 하에서 수행되어 지고, 그리고 산 로스팅 후에 얻어진 것에 반하여 수행되어 졌지만, 니오븀, 탄탈륨 및 희토류에 대한 용융 수율은 35%를 초과하지 않았다. 침출 잔사를 특정함에 의해, 피로클로르 상은, 비록 보다 많은 산이 사용되어 지더라도, 황산으로 침출함에 의해서 파괴되어 지지 않는다 것이 보여 질 수 있었다.
실시예 β: 환원 제제의 구성 없이 제이철 동시발생타입 침출(도 2a)
603 미크론에서 100중량%의 통과에 상응하는 입자 사이즈를 얻기 위해, 피로클로르는 마쇄되어 진다. 광석의 분석은 다음과 같이 주어진다:
광석 Fe Mn U Th Ce
함량 31.3% 3.4% 1150ppm 0.29% 0.73%
Nb Ta Ti P Si
2.8% 1248ppm 2.1% 3.7% 0.75%
90.2 g의 마쇄된 광석이 98%의 황산, 즉 1022kg의 H2SO4/광물의 톤이 400ml의 90℃의 가열된 물과 교반된 반응기에서 슬러리되어 진다. 따라서 초기 광물 함량은 15%이다. 혼합물은 90℃의 온도를 유지하면서 24시간 동안 기계적으로 교반되어 졌다.
슬러리는 여과되어 지고 그리고 여과 케이크는 탈이온수로 여과지 상에서 수세되어 졌다. 다음의 결과가 그런 다음 얻어졌다:
내용물 Fe Th U Ce Nb Ta Ti
38 g 고체 잔사 (%) 22.2% - 1213
ppm
1.13% 6.3% 2240
ppm
-
255 ml 여액(g/l) 48.7 0.16 0.14 0.19 0.31 0.047 0.41
540 ml 수성 수세액
(g/l)
0.35
-
0.0023 -
<0.0005
<0.0005 -
용융 수율은 액체(여액 및 수성 수세 액)와 고체 잔사 사이의 분산에 대해 게산되어 졌다:
용융 수율 중량 손실 Fe Th U Ce Nb Ta Ti
액체/(액체+고체) 분산 58% 65% 16% 54% 7% 3.6% 14% 5.5%*
* 액체의 분석으로부터 추출 수율
침출은 상기 테스트 α(즉, 초기 고체 함량 26% 및 1600 kg/t의 산/광석 비율)의 것에 비하여 낮은 산성인 산성 조건(즉, 초기 고체 함량 15% 및 1022 kg/t의 산/광석 비율) 하에서 수행되어 졌다. 귀금속의 원소에 대한 추출 수율은 결론적으로 제한되어 졌다: 3.6%의 Nb, 14%의 Ta 및 7%의 Ce. 단지 우라늄 만이 54%로서 정량적으로 추출되어 졌다.
실시예 γ: 제이철 동시발생타입 침출(도 2b)
71 미크론 체를 통하여 100%의 입자 통과가 되도록 되는 입자 사이즈를 얻기 위해, 151g의 피로클로르가 마쇄되어 진다.
광석의 분석은 다음과 같이 주어진다:
Fe Al Mn Th Ce Nb Ta Ti
광물
조성
34.1% 4.2% 4.4% 0.26% 0.86% 2.6% 0.06% 2.3%
건조 광석은 623 g의 증류수 및, 건조 광석의 톤 당 400 kg의 산의 비율을 관찰하기에 필요한 산의 양인, 63.5 g의 96% 황산을 포함하는 반응기 안으로 사입되어 진다. 이렇게 얻어진 슬러리는 18%의 고체 함량을 가진다.
시험의 제일 차 수분 동안에 640 mV Ag/AgCl로 전위를 낮추기 위해 가스성 SO2가 부가되어 진다. 이 시험을 위해 선택된 환원 제제의 흐름 비율은 3 Sl/h이였다.
이 혼합물은, 바람직하기로는 가스의 양호한 확산을 가능하게 하는 터빈, 예를 들어 로쉬톤 타입(Rushton type)의 터빈을 사용하여 6시간 동안 90℃에서 기계적으로 교반되어 진다.
시험의 종단에서, 슬러리는 원심분리되어 지고 그리고 대기 침출물은 회수되어 진다. 원심분리 증착물은 10의 수성 수세 액의 중량/습윤 잔사의 중량 비율로 수세되어 진다. 제이 차 원심분리를 한 후, 수성 수세 액은 분리되어 지고 그리고 고체는 오븐 안에서 105℃에서 건조되어 진다.
다음의 결과가 얻어졌다:
Fe Al Mn Th Ce Nb Ta Ti
최종잔사
(% w/w)
32.1% 4.9% 0.40% 0.375 1.2% 3.9% 0.05% 3.3%
침출물
(g/l)
30 2.0 9.7 0.094 0.23 0.014 <0.01 0.12
수성 수세액
(g/l)

2.2

0.20

0.68

0.004

0.02

0.004

<0.01

0.003
액체/(액체+고체) 분산에 대해 계산된 용융 수율은 다음과 같다:
Fe Al Mn Th Ce Nb Ta Ti
액체/(액체+고체) 분산 수율 37% 25% 94% 13% 11% 0.3% - 2.0%
이 침출 동안에 손실 중량은 35%이다.
제일철 동시발생타입 침출은 제이철 형태로 용해된 철의 제일철 형태로 85에서 90%로 감소하는 것을 가능하게 한다. 제일철로 제이철의 감소는 여액 안에 발견된 낮은 농도인, 14 mg/l의 Nb 및 < 10 mg/l의 Ta에 의해 나타난 바와 같이, 제이철 배지(실시예 α 참고)에 용해되어 진 니오븀 및 탄탈륨의 침전을 초래한다.
광석 이외의 니오븀/탄탈륨/희토류에 보다 농축된 잔사가 그런 다음 얻어지고, 잔사는 예를 들어 이전 실시예에서 기술된 산 로스팅 단계에 의해 처리되어 질 수 있다.
실시예 δ: 제일철 제이철 동시발생타입 침출(도 2d)
350 g의 광석이 945 g의 증류수와 액체/고체 분리 후 재순환된 950 ml의 공격적 제일철 침출 여액(3.8 mol/l의 H+ 농도를 가짐)을 함유하는 2 l 글라스 반응기에 사입되어 진다.
이 방식에 있어서, 처리된 광석의 톤 당 500 kg의 황산을 함유하는 13%의 초기 고체 함량을 갖는 슬러리가 얻어진다.
SO2가 슬러리 안으로 버블되어 지고 그리고 로쉬톤 터빈으로 기계적 교반에 의해 용해되어 진다. 90℃에서 6시간 동안 반응 후, 고체 잔사가 원심분리에 의해 대기 침출물로부터 분리되어 진다. 이것은 따라서 실시에 γ에서 제시된 것의 타입의 제일철 침출에 대한 시험이다.
제일철 침출의 결과로서, 다음의 결과와 같이 31%의 중량 손실이 얻어진다:
함량 Fe Al Mn Th Ce Nb
241 g 최종 잔사
(% w/w)
26.5% 4.9% 0.4% 0.27% 0.76% 3.2%
1676 ml 침출물
(g/l)
26 14.8 2.4 1.5 4.3 0.23
3821 ml 수성 수세액
(g/l)
5.7 3.3 0.56 0.35 1.54 0.056
용융 수율 중량 손실 Fe Al Mn Th Ce Nb
액체/(액체+고체) 분산 수율 31% 59% 49% 90% 18% 11% 1.6%
제일철 침출 슬러리를 원심분리한 후, 이들로부터 용해된 귀금속을 추출하기 위해 다운스트림 공정으로 보내지도록 하기 위해 여액은 회수되어 졌다.
그 일부에 대한 잔사의 일 부분(361 g, 미수세)은, 건조 제일철 침출 잔사의 톤 당 1036 kg의 산의 양 및 24%의 고체 함량을 관찰하기 위해, 82 g의 증류수와 160 g의 산을 함유하는 제이차 반응기 안으로 사입되어 진다. 공격적인 제이철 침출 단계는 단지 순수한 농축된 산이 도입되어 지는 단계이다.
조합된 혼합물은 6시간 동안 기계적으로 교반되어 지고 그리고 90℃에 유지되어 진다. 침출은 SO2 없이 발생한다.
공격적 제이철 침출의 결과로서, 다음의 결과와 같이 66%의 중량 손실이 얻어진다:
함량 Fe Al Mn Th Ce Nb
49 g 최종 잔사
(% w/w)
11.5% 6.2% 0.8% 0.48% 2.0% 5.1%
183 ml 여액
(g/l)
155 15 4 0.66 1.28 5.0
363 ml 수성 수세액
(g/l)
16 1.37 0.54 0.06 0.16 0.31
용융 수율 중량 손실 Fe Al Mn Th Ce Nb
액체/(액체+고체) 분산 수율 66% 77% 37% 59% 25% 15% 27%
이들 두 침출 후에 전체 중량 손실은 (1-31%)×(1-66%) = 77%로, 공격적 제일철 동시발생타입 침출 후 얻어진 중량 손실의 것과 동등하다.
액체/고체 분리 후, 제일철 침출에 재순환되어 지도록 여액은 회수되어 졌고, 반면 잔사(미수세)는 로스트되어 졌다.
이들 두 연속적인 침출은 광석의 초기 함량인 1.8%로부터의 고체의 니오븀 함량을 제일철 침출 잔사에서 3.2%로 그리고 로스팅 퀼른에 공급하는 제이철 침출 잔사에서 5.1% 까지 증가하는 것을 가능하게 한다는 것이 반드시 인식되어 져야 한다.
비교실시예 6: a. 철이 근원이 없이 선광물의 간접 산 로스팅
b. 철이 근원이 없이 소성물의 융해
피로클로르 광석 안에 존재하는 귀금속 원소는 실시예 α에서 기술된 것과 같은 동시발생타입 침출에 의해 농축되어 진다.
수세 및 건조를 한 후, 78 g의 잔사가 얻어졌으며, 그 분석은 다음과 같다:
Fe Al Mn Th Ce Nb Ta Ti
로스트되어 지는 침출 잔사의 조성
(% w/w)

9.9%

4.1%

1.2%

0.31%

1.6%

4.9%

0.19%

5.3%
동시발생타입 침출 단계는 따라서 니오븀의 함량을 2.4에서 5.0%로 증가하는 것을 가능하게 하였다.
잔사는 10미크론 체를 통하여 100%의 입자 통과를 하도록 하는 입자 사이즈를 얻기 위해 연속적으로 마쇄되어 지고, 그리고 그런 다음, 산/로스트되어 지는 물질의 비율 1500 kg/t과 로스틴에서 침전하는 슬러리에 대한 26%의 고체 함량을 관찰하기 위해, 210 g의 증류수와 121 g의 96% 황산과 혼합물로서 로스트되어 진다. 로스팅 내 하전에서 Fe/(Nb+Ta) 몰 비율은 3.3 mol/mol이다.
300℃에서 4시간 동안 로스팅한 후, 153 g의 소성물이 얻어져, 제품은 155g의 90℃에서의 증류수를 갖는 반응기 안으로 도입되어 졌다: 물/"로스트되어 지는 부가에서 잔사의 중량" 비율은 따라서 2이다. 조합된 혼합물은 90℃에 유지되어 지고 그리고 2시간 동안 기계적으로 교반되어 진다. 슬러리를 원심분리하고 그리고 원심분리 증착물을 수세한 후, 잔사는 오븐 내에서 105℃에서 건조되어 진다.
그런 다음 다음의 결과가 얻어졌다:
Fe Al Mn U Th Ce Nb Ta Ti
최종 잔사
(% w/w)
1.7% 0.68% 0.16% 0.01% 0.12% 0.53% 6.2% 0.26% 4.6%
여액
(g/l)
26 15 2.4 0.25 1.5 4.3 0.23 0.012 8.1
수성 수세액
(g/l)
5.7 3.3 0.56 0.060 0.35 1.5 0.056 0.012 0.35
즉, 다음 추출 수율(고체에 대해 계산됨):
Fe Al Mn U Th Ce Nb Ta Ti
고체의 분석에 대해 계산된 수율 90% 90% 92% 92% 78% 81% 27% 21% 49%
단지 26g/l의 철을 포함하는 여액은 니오븀 및 탄탈륨을 효과적으로 용해하는 것을 가능하게 하지 못한다(<30%).
반대로, 우라늄 및 세리움은 잘 용해되어 졌다.
비교실시예 7: a. 철이 근원이 없이 선광물의 간접 산 로스팅
b. 철이 근원이 있는 소성물의 융해(합성 염)
피로클로르 광석 안에 존재하는 귀금속 원소는 실시예 α에서 기술된 것과 같은 동시발생타입 침출에 의해 농축되어 진다.
수세 및 건조를 한 후, 115 g의 잔사가 얻어졌으며, 그 분석은 다음과 같다:
Fe Al Mn Th Ce Nb Ta Ti
로스트되어 지는 침출 잔사의 조성
(% w/w)

9.1%

4.5%

0.84%

0.49%

1.9%

5.1%

0.17%

6.3%
실시예 6에 유사하게, 잔사는 10미크론 체를 통하여 100%의 입자 통과를 하도록 하는 입자 사이즈를 얻기 위해 연속적으로 마쇄되어 지고, 그리고 그런 다음, 산/로스트되어 지는 물질의 비율 1510 kg/t과 로스팅에서 침전하는 슬러리에 대한 19%의 고체 함량을 관찰하기 위해, 321 g의 증류수와 181 g의 96% 산과 혼합물로서 로스트되어 진다. 부가물에서 Fe/(Nb+Ta) 몰 비율은 2.9 mol/mol이다.
300℃에서 4시간 동안 로스팅한 후, 243 g의 소성물이 얻어져, 제품은 267g의 90℃에서의 증류수를 갖는 반응기 안으로 도입되어 졌다: 물/"로스팅 내 부가에서 잔사의 중량" 비율은 따라서 2.3이다. 118 g의 합성 제이철 황산염 Fe2(SO4)3가 또한 제이철 황산염/로스팅 전의 침출 잔사 = 1000 kg/t를 관찰하기 위해 부가되어 진다. 조합된 혼합물은 90℃에 유지되어 지고 그리고 2시간 동안 기계적으로 교반되어 진다. 슬러리를 원심분리하고 그리고 원심분리 증착물을 수세한 후, 잔사는 오븐 내에서 105℃에서 건조되어 진다.
그런 다음 다음의 결과가 얻어졌다:
Fe Al Mn U Th Ce Nb Ta Ti
최종 잔사
(% w/w)
2.9% 0.57% 0.07% 0.0045% 0.05% 0.30% 4.4% 0.18% 3.9%
여액
(g/l)
87 12 2.3 0.24 1.2 4.3 9.5 0.35 12
수성 수세액
(g/l)
12 1.5 0.31 0.03 0.18 0.84 0.57 24 1.1
즉, 다음 추출 수율(분산에 대해 계산됨):
Fe Al Mn U Th Ce Nb Ta Ti
액체/(액체+고치) 분산에 대해 계산된 수율 96% 94% 96% 97% 95% 92% 58% 56% 67%
제이철 배지(로스팅 후에 부가되어 진 철) 내 소성물의 용융이 따른 동시발생타입 침출 잔사의 산 로스팅은 물 안의 소성물의 용융에 대해 니오븀과 탄탈륨에 대한 추출 수율을 배가하는 것을 가능하게 하였다. 우라늄 및 세리움에 대한 추출수율은 또한 개선되었다(>90%).
실시예 8: a. 철이 근원이 있는 선광물의 간접 산 로스팅 (합성 염)
b. 소성물의 융해
실시예 α에서 기술된 프로토콜에 따라 동시발생타입 침출이 수행되어 졌다.
얻어진 잔사(158 g)은 수세되고, 건조되고 그리고 나서 극미세하게 마쇄되어, 10미크론 체를 통하여 100%의 입자가 통과된다. 이 잔사의 화학적 분석은 다음과 같다:
Fe Al Mn Th Ce Nb Ta Ti
로스트되어 지는 침출 잔사의 조성
(% w/w)

10.1%

3.9%

1.2%

0.48%

1.7%

4.0%

0.11%

4.9%
이 잔사는, 처리되는 침출 잔사의 톤 당 각각 1500 및 1000 kg의 비율을 관찰하기 위해, 248g의 황산과 161g의 제이철 황산염 Fe2(SO4)3 결정과 자제 도가니에서 연속적으로 혼합되어 진다. 부가물에서 Fe/(Nb+Ta) 및 PO4/(Nb+Ta) 몰 비율은 각각 16 mol/mol 및 2.4 mol/mol이다.
190g의 증류수의 부가와 조합된 혼합물의 균질화 후, 도가니는 300℃로 가열되어 진 로스팅 퀼른 안으로 4시간 동안 사입되어 진다.
얻어진 소성물은 그런 다음 SO2의 존재 하에서 318g의 90℃로 가열된 물에 2시간 동안 용해되어 진다.
얻어진 결과는 다음과 같다:
Fe Al Mn Th Ce Nb Ta Ti
최종 잔사
(% w/w)
1.8% 0.35% 0.04% 0.04% 0.32% 3.3% 0.15% 1.8%
여액
(g/l)
82 10 1.7 1.1 3.8 10 0.34 10
수성 수세액
(g/l)
7.6 0.92 0.17 0.12% 0.66 0.12 0.003 0.73
즉, 다음 추출 수율(분산에 대해 계산됨):
Fe Al Mn Th Ce Nb Ta Ti
액체/(액체+고치) 분산에 대해 계산된 수율 98% 97% 98%
97% 93% 77% 71% 87%
철 원의 존재에서 동시발생타입 침출 잔사의 산 로스팅은, 제이철 황산염이 소성물의 용융 동안에 도입되어 지는 실시예 7에 비하여 추출 수율을 증가하는 것을 가능하게 하였다.
실시예 9: a. 재순환 없이 그리고 마쇄 없이 간접 산 로스팅
b. 소성물의 융해
실시예 α에서 기술된 것과 같은 동시발생타입 대기 침출에 의해 피로클로르 광석이 처리되어 졌다.
침출의 종단에서, 슬러리는 여액(97 ml) 및 여액과 같은 동일한 조성물을 갖는 액체(213 ml)로 포화된 고체 잔사(48.5 g)를 포함하는 원심분리 증착물을 회수하기 위해 원심분리되어 졌다. 포화된 잔사의 고체 함량은 따라서 12.4%이다. 포화한 액체 안에 존재하는 전체 양의 철은 그런 다음 건조 침출 잔사의 톤 당 529 kg이다(즉, 1890 kg/t의 제이철 황산염). 부가물 중의 Fe/(Nb+Ta) 및 PO4/(Nb+Ta) 몰 비율은 각각 19 mol/mol 및 5.5 mol/mol이다.
침출물의 조성은 다음과 같다:
Fe Al Mn U Th Ce Nb Ta Ti
로스트되어 지는 침출 잔사의 조성
(% w/w)
9.0% 4.7% 1.0% 0.08% 0.47% 2.0% 5.1% 0.20% 5.9%
상기 잔사의 포화 액체의 조성
(g/l)
111 16 8.1 0.35 0.54 0.70 3.7 0.20 1.6
86g의 96% 농축 황산 및 21 g의 증류수가, 1697 kg/t의 산/로스트되어 지는 물질의 비율 및 로스팅 안에 침전하는 슬러리에 대한 10%의 고체 함량을 얻기 위해 자제 도가니 내 이 포화 잔사에 부가되어 진다.
수동으로 균질화 한 후, 조합된 혼합물은 300℃에서 4시간 동안 로스트되어 진다.
296 g의 얻어진 소성물은 90℃의 일정한 온도에서, SO2의 존재 하에서 2시간 동안, 110g의 물에 용해되어, 즉 물/"로스트되어 지는 부가물 내 초기 잔사" 비율 = 2.3이 된다.
슬러리를 원심분리하고 그리고 수세하고 그런 다음 잔사를 건조한 후, 16.5 g의 공격 잔사, 즉 로스팅 동안 66%의 중량 손실과 80 ml의 여액이 얻어진다. 이 조성은 다음과 같다:
Fe Al Mn U Th Ce Nb Ta Ti
최종 잔사
(% w/w)
2.0% 0.36% 0.35% 0.01% 0.06% 0.34% 1.1% 0.05% 1.3%
여액
(g/l)
139 21 19 0.53 1.5 4.7 14 0.52 14
수성 수세액
(g/l)
12 1.7 1.5 0.037 0.11 0.35 0.35 0.024 0.78
분산에 대해 계산된 추출 수율은 다음과 같다:
Fe Al Mn U Th Ce Nb Ta Ti
액체/(액체+고치) 분산에 대해 계산된 수율 99% 99% 99% 98% 97% 95% 95% 94% 94%
로스팅 침출물의 철 농도는 특별하게 높고(139 g/l) 그리고 니오븀, 탄탈륨, 우라늄 및 세리움의 월등한 용해를 얻는 것을 가능하게 한다.
이렇게 얻어진 두 여액, 즉 소성물의 용해로부터 여액 및 대기 침출 여액은 그런 다음 니오븀, 탄탈륨, 우라늄 및 희토류 원소를 회수하기 위해 다운스트림 처리되어 지도록 의도되어 진 단일 흐름을 얻기 위해 혼합되어 진다.
두 가지 침출물의 혼합물의 조성은 다음과 같다:
Fe Al Mn U Th Ce Nb Ta Ti
여액의 혼합물(g/l) 136 18 13 0.82 0.95 2.5 7.6 0.33 6.7
간접 로스팅은 니오븀에 대해 96%, 탄탈륨에 대해 4%, 우라늄에 대해 99% 및 세륨에 대해 96%의 전반적 추출 수율(침출 및 로스팅)을 달성하는 것을 가능하게 한다.
실시예 10: a. 재순환 없이 그리고 마쇄 없이 간접 산 로스팅
b. 소성물의 융해
실시예 γ에서 기술된 것과 같은 제일철 동시발생타입 대기 침출에 의해 피로클로르 광석이 처리되어 졌다.
침출의 종단에서, 슬러리는 여액(425 ml)을 회수하기 위해 원심분리되어 졌다. 원심분리 증착물은 수성 수세 액 및 습윤 잔사를 얻기 위하여 원심분리되기 전에 재슬러리 함에 의해 수세되어 진다. 습윤 잔사는 오븐 내 105℃에서 건조되어 진다.
침출물의 조성은 다음과 같다:
Fe Al Mn Th Ce Nb Ta Ti H+
대기 침출물의 조성
(g/l)
30 2.7 9.7 0.09 0.23 0.014 0.010 0.12 0.6N
로스팅에 공급하는 잔사의 조성은 다음과 같다:
Fe Al Mn Th Ce Nb Ta Ti
로스트되어 지는 침출 잔사의 조성
(% w/w)
32% 4.9% 0.40% 0.37% 1.2% 3.4% 0.05% 3.32%
건조 잔사(71 g)는 소성물을 얻기 위해 로스트되어 진다; 부가물에서 Fe/(Nb+Ta) 몰 비율이 13 mol/mol로 된다. 소성물은 연속적으로 물에 취하여 지고, 실시예 3의 프로토콜을 따른다.
슬러리를 원심분리 후, 다음의 결과가 얻어진다:
Fe Al Mn Th Ce Nb Ta Ti H+
최종 잔사
(% w/w)
22% 0.66% 0.42% 0.17% 0.51% 5.7% 0.16% 5.5% -
여액
(g/l)
115 20 1.5 1.4 4.1 12.5 0.30 9.3 3.7N
수성 수세액
(g/l)
3.6 0.65 0.054 0.044 0.17 0.01 0.01 0.14 -
분산에 대해 계산된 로스팅 단계에 이은 추출 수율은 다음의 표에 나타난 바와 같다:
Fe Al Mn Th Ce Nb Ta Ti
액체/(액체+고치) 분산에 대해 계산된 수율 82% 96% 75%
87% 88% 64% 62% 59%
용융 단계에서 Fe 농도가 낮고(139 g/l의 Fe 대신에 115 g/l의 Fe) 그리고 로스팅 동안에 Fe/(Nb+Ta) 비율이 보다 낮기 때문에 추출 수율은 실시예 9에 나타난 것보다 낮다. 더욱이, 광석에 대해 수행된 침출은 실시예 9에서 나타난 것보다 덜 공격적이고, 그 결과로 매트릭스는 그렇게 잘 공격적이지 않아, 로스팅 단계가 용이하지 않다.
대기 침출로부터 유래하는 제일 침출물(필수적으로 U 및 RE 포함)은 다운스트림 공정에서 처리되어 지도록 의도된 단일 흐름을 얻기 위해 물로 두 배로 희석된 로스팅 침출물(Nb, Ta, U 및 RE 포함)과 임의적으로 혼합되어 질 수 있다. 희석 동안에, 귀금속 원소의 침전이 관찰되어 지지 않는다는 것이 인지되어 져야 한다; 특히, 니오븀이나 탄탈륨의 침전이 관찰되어 지지 않는다.
혼합물의 조성은 그런 다음 다음과 같다:
Fe Al Mn Th Ce Nb Ta Ti H+
여액의 혼합물 (g/l) 52 7.2 7.5 0.42 1.3 3.3 0.090 2.5 1.4N
실시예 11: a. 재순환 없이 그리고 마쇄 없이 간접 산 로스팅
b. 소성물의 융해
실시예 γ에서 기술된 것과 같은 제일철 동시발생타입 대기 침출에 의해 피로클로르 광석이 처리되어 졌다.
침출의 종단에서, 슬러리는 여액(2745 ml)을 회수하기 위해 원심분리되어 졌다. 원심분리 증착물은 수성 수세 액 및 습윤 잔사를 얻기 위하여 다시 원심분리되기 전에 재슬러리 함에 의해 수세되어 진다. 습윤 잔사는 오븐 내 105℃에서 건조되어 진다.
잔사는 10미크론 체를 통해 100% 입자 통과를 하도록 하는 입자를 얻기 위해 연속적으로 극미세하게 마쇄되어 졌다. 로스팅 전에 침출 잔사의 분석은 다음에 상응한다:
Fe Al Mn Th Ce Nb Ta Ti
로스트되어 지는 침출 잔사의 조성
(% w/w)
31% 5.3% 0.41% 0.29% 1.2% 3.3% 0.07% 0.31%
건조 잔사는 연속적으로 물에 취하여 지는 소성물을 얻기 위해 로스트되어 지고, 실시예 3의 프로토콜을 따른다. 로스팅에서 부가물 내 Fe/(Nb+Ta) 몰 비율은 15 mol/mol이다.
이 방법에서, 다음의 결과가 얻어 졌다:
Fe Al Mn Th Ce Nb Ta Ti
최종 잔사
(% w/w)
8.9% 0.97% 0.25% 0.10% 0.47% 4.0% 0.12% 0.39%
여액
(g/l)
123 23 1.5 0.33 3.5 12 0.33 10.2
수성 수세액
(g/l)
3.5 0.71 0.05 0.06 0.63 0.02 4.8 0.16
분산에 대해 계산된 로스팅 단계에 이은 추출 수율은 다음의 표에 나타난 바와 같다:
Fe Al Mn Th Ce Nb Ta Ti
액체/(액체+고체) 분산에 대해 계산된 수율 95% 97% 89%
86% 93% 79% 78% 97%
극미세 마쇄 단계는 실시예 10에 대하여 니오븀 및 탄탈륨에 대한 추출 수율이 15% 증가하는 것을 가능하게 한다.
대기 침출로부터 유래하는 제일철 침출물은 다운스트림 공정에서 처리되어 지도록 의도되어 진 단일 흐름을 얻기 위해 1.8 인자에 의해 희석된 로스팅 침출물과 임의적으로 혼합되어 질 수 있다.
이 혼합물의 조성은 그런 다음 다음과 같다:
Fe Al Mn Th Ce Nb Ta Ti
여액의 혼합물 (g/l) 43 4.7 9.2 0.11 0.54 1.1 0.03 1.1
실시예 12: a. 간접 산 로스팅
b. 소성물의 용융
실시예 에 기술된 바와 같이 제일철 및 제이철 이시발생타입 침출 후, 62 g의 건조 잔사와 157 g의 공격성 제이철 침출 여액(즉, 건조 침출 잔사의 톤 당 330 kg의 제이철 황산염)를 포함하는 219 g의 비수세된 잔사가 얻어져, 이 제품은 자제 도가니 안으로 삽입되어 지고 그리고 그런 다음 85 g의 농축된 황산(건조 잔사의 톤당 산 1370 kg의 비율)과 혼합된다. 조합된 혼합물은 실시예 8에 기술된 조건 하에서 용해된 소성물을 얻기 위해 4시간 동안 300℃에서 로스트되어 진다. 로스팅에서 부가물 내 Fe/(Nb+Ta) 몰 비율은 15 mol/mol이다.
Fe Al Mn Th Ce Nb Ta Ti
로스트되어 지는 침출 잔사의 조성
(% w/w)
11.3% 6.6% 0.56% 0.50% 2.0% 6.4% 0.17% 5.8%
포화 액체의 조성
(g/l)
59 4.0 1.6 0.17 0.36 1.7 0.061 0.86
소성물의 용해의 2시간에 따라 얻어진 슬러리를 원심분리한 후, 대부분의 귀금속 원소를 포함하는 제이철 여액은 이시발생타입 침출의 시발점에서 재순환되기 전에, 니오븀 및 탄탈륨을 분리하기 위해 처리되어 질 수 있다.
잔사는 20분 동안 대류 온도에서 재슬러리함에 의해 수세되어 진다. 얻어진 추출수율은 다음과 같다:
내용물 Fe Al Th Ce Nb Ta
28 g 로스팅 후 잔사 (% w/w) 5.2% 0.76% 0.10% 0.38% 4.2% 0.14%
117 ml 여액(g/l) 118 42 2.5 11 30 0.61
138 ml 수성 수세액
(g/l)
15
5.9
0.35 1.7 3.2
0.047
용융 수율 중량 손실 Fe Al Th Ce Nb Ta
액체/(액체+고체) 분산 55% 92% 96% 92% 93% 77% 66%
단지 이 실시예로부터 추출된 액체만이 거의 실질적으로 모든 우라늄 및 희토류 원소를 포함하는 90% 제일철 흐름으로 제일철 침출의 종단에서 일어난다.

Claims (20)

  1. 광석 및 선광물에 존재하는 니오븀 및 탄탈륨으로부터 선택된 적어도 하나의 원소 및 우라늄 및 희토류로부터 선택된 적어도 하나의 원소의 용해, 유익하기로는 니오븀, 탄탈륨, 우라늄 및 희토류의 용해를 위한 공정으로, 상기 공정은 다음을 포함하는 것을 특징으로 하는 공정:
    - 소성물을 얻기 위해 산성 로스팅 제제로, 물의 존재하에서 또는 건조 상태로, 물질이 혼합되어 진, 상기 원소들을 포함하는 물질의 로스팅; 여기서 상기 물질은 상기 광석 또는 선광물로 구성되고 그리고 상기 광석 또는 상기 선광물로부터 얻어지고 그리고 상기 산성 로스팅 제제는 황산염 배지에서 로스팅을 위해 제공됨; 및
    - 제이철 이온 상태에서, 적어도 50 g/l의 농도, 유익하기로는 적어도 70 g/l, 아주 유익하기로는 적어도 120 g/l의 농도로 철을 포함하는 액체 분획인 슬러리를 얻기 위해, 얻어진 소성물의 수성 용액에 용해.
  2. 제 1항에 있어서, 상기 슬러리에 존재하는 철은 상기 소성물에 존재되었거나 및/또는 상기 소성물에 액체 및/또는 고체의 형태로 적어도 일부분에 부가된 것임을 특징으로 하는 공정.
  3. 제 1항 또는 제 2항에 있어서, 소성물의 용해는 황산의 부가 없이 되는 것임을 특징으로 하는 공정.
  4. 제 1항 내지 제 3항 중 어느 한 항에 있어서, 소성물의 용해는 SO2와 같은 환원 제제의 부가로 수행됨을 특징으로 하는 공정.
  5. 제 1항 내지 제 4항 중 어느 한 항에 있어서, 고체/액체 반응인 로스팅은 산 로스팅임을 특징으로 하는 공정.
  6. 제 1항 내지 제 4항 중 어느 한 항에 있어서, 가스/고체 반응인 로스팅은 황산화 로스팅임을 특징으로 하는 공정.
  7. 제 1항 내지 제 6항 중 어느 한 항에 있어서, 상기 로스팅은 제이철의 형태로, 유익하기로는 2보다 큰, 아주 유익하기로는 3.5 그리고 바람직하기로는 보다 큰 Fe/(Nb+Ta) 몰 비율로 존재하는 철의 존재하에서 수행되고; 상기 철은 로스트되어 지는 물질에 이미 존재되어 지거나 및/또는 로스트되어 지는 상기 물질에 액체 및/또는 고체 형태로 적어도 부분적으로 부가됨을 특징으로 하는 공정.
  8. 제 1항 내지 제 7항 중 어느 한 항에 있어서, 상기 로스팅은 인산염의 존재하에, 유익하기로는 2보다 큰, 아주 유익하기로는 6보다 큰 PO4/(Nb + Ta) 몰 비율로 존재하는 인산염의 존재하에서 수행되고; 상기 인산염은 로스트되어 지는 물질에 이미 존재되어 지거나 및/또는 로스트되어 지는 상기 물질에 액체 및/또는 고체 형태로 적어도 부분적으로 부가됨을 특징으로 하는 공정.
  9. 제 1항 내지 제 8항 중 어느 한 항에 있어서, 부가적으로 공정은 상기 로스팅의 업스트림인:
    - 광석 또는 선광물의 물리적 농후화 및/또는 화학적 처리를 포함함을 특징으로 하는 공정.
  10. 제 1항 내지 제 9항 중 어느 한 항에 있어서, 부가적으로 공정은 상기 로스팅의 업스트림인:
    - 산 침출, 유익하기로는 황산 대기 침출을 포함하고; 상기 침출은 임의적으로 농후화된 광석 또는 선광물에 수행됨을 특징으로 하는 공정.
  11. 제 10항에 있어서, 부가적으로 공정은 로스팅의 업스트림인:
    A) 침출물과 로스트되어 지는 침출 잔사를 생산하는 고체/액체 분리가 따르는, 황산의 존재에서, 동시발생타입인 단일 단계에서의 침출; 또는
    B) 제일 침출 단계를 포함하는, 이시발생타입으로 두 단계에서의 침출, 침출물과 제일 침출 잔사를 생산하는 고체/액체 분리가 따르고, 황산의 존재에서 상기 제일 침출 잔사 상에 수행된 제이 침출 단계가 따름, 상기 제일 침출 단계로 유익하기로는 재순환 되어 지는 액체와 로스트되어 지는 제이 침출 잔사를 생산하는 고체/액체 분리가 따름
    을 특징으로 하는 공정.
  12. 제 10항 또는 제 11항 중 어느 한 항에 있어서, 부가적으로 공정은 로스팅의 업스트림인:
    A1) H2SO4의 존재하에서, 500 mV Ag/AgCl보다 크거나 그리고 유익하기로는 600 mV Ag//AgCl와 같거나 또는 그보다 큰 전위에서 그리고 임의적으로 적어도 하나의 환원 제제의 구성에서, 동시발생타입인 단일 단계에서의 침출, 제일철 침출물과 로스트되어 지는 침출 잔사를 생산하는 고체/액체 분리가 따름; 또는
    A2) H2SO4의 존재하에서, 500 mV Ag/AgCl보다 낮고 그리고 유익하기로는 450 mV Ag//AgCl와 같거나 또는 그보다 낮은 전위에서 그리고 임의적으로 환원 제제에서, 동시발생타입인 단일 단계에서의 침출, 제일철 침출물과 로스트되어 지는 니오븀 및/또는 탄탈륨에 농후한 침출 잔사를 생산하는 고체/액체 분리가 따름;
    B1) H2SO4의 존재하에서, 500 mV Ag/AgCl보다 크거나 그리고 유익하기로는 600 mV Ag//AgCl와 같거나 또는 그보다 큰 전위에서 그리고 임의적으로 적어도 하나의 환원 제제의 구성에서, 이시발생타입인 두 단계에서의 침출, 제일철 침출물과 제일 침출 잔사를 생산하는 고체/액체 분리가 따르고, 그리고 황산의 존재에서 500 mV Ag/AgCl보다 크거나 그리고 유익하기로는 600 mV Ag//AgCl와 같거나 또는 그보다 큰 전위에서 그리고 임의적으로 적어도 하나의 환원 제제의 구성에서 이거나, 또는 H2SO4의 존재에서 500 mV Ag/AgCl보다 낮거나 그리고 유익하기로는 450 mV Ag//AgCl와 같거나 또는 그보다 낮은 전위에서 그리고 적어도 하나의 환원 제제에서, 상기 제일 침출 잔사 상에 수행된 제일 침출 단계, 상기 제일 침출 단계로 유익하기로는 재순환 되어 지는 잔사 산성을 갖는 액체와 로스트되어 지는 제이 침출 잔사를 생산하는 고체/액체 분리가 따름; 또는
    B2) H2SO4의 존재하에서, 500 mV Ag/AgCl보다 낮거나 그리고 유익하기로는 450 mV Ag//AgCl와 같거나 또는 그보다 낮은 전위에서 그리고 적어도 하나의 환원 제제에서, 이시발생타입인 두 단계에서의 침출, 제일철 침출물과 제일 침출 잔사를 생산하는 고체/액체 분리가 따름, 그리고 H2SO4의 존재에서 500 mV Ag/AgCl보다 크거나 그리고 유익하기로는 600 mV Ag//AgCl와 같거나 또는 그보다 큰 전위에서 그리고 임의적으로 적어도 하나의 환원 제제의 구성에서 이거나, 또는 H2SO4의 존재에서 500 mV Ag/AgCl보다 낮거나 그리고 유익하기로는 450 mV Ag//AgCl와 같거나 또는 그보다 낮은 전위에서 그리고 적어도 하나의 환원 제제에서, 상기 제일 침출 잔사 상에 수행된 제이 침출 단계, 상기 제일 침출 단계로 유익하기로는 재순환되어 지는 액체와 로스트되어 지는 니오븀 및/또는 탄탈륨 내에 농후화된 제이 침출 잔사를 생산하는 고체/액체 분리가 따름; 상기 유익하기로는 재순환 되어 지는 상기 액체는 그 자체로 재순환되어지거나, 또는 분리 후, 적어도 부분적으로 그 안에 존재된 니오븀 및/또는 탄탈륨으로부터 재순환되어 질 수 있음
    을 특징으로 하는 공정.
  13. 제 12항에 있어서, 상기 침출은 A2) 또는 B2) 타입, 유익하기로는 B2) 타입임을 특징으로 하는 공정.
  14. 제 1항 내지 제 13항 중 어느 한 항에 있어서, 부가적으로, 공정은 상기 로스팅의 업스트림인:
    - 입자크기 ≤ 30㎛, 유익하기로는 ≤ 15㎛, 아주 유익하기로는 ≤ 10㎛로 상기 물질의 생산을 위한, 로스트된 물질의 극미세 마쇄를 포함함을 특징으로 하는 공정.
  15. 제 1항 내지 제 14항 중 어느 한 항에 있어서, 부가적으로 공정은 상기 용융의 다운스트림인:
    - 용해된 원소의 침전을 방지하기 위해 제한된 인자, 유익하기로는 ≤5에 의해 제한된 상기 슬러리의 용융의 부가적 단계 후 또는 슬러리 상에 직접적으로 수행된 고체/액체 분리를 포함하고; 상기 고체/액체 분리는 상기 용해 원소를 포함하는 로스팅 침출물과 고체 공격 잔사를 생산하는 것을 특징으로 하는 공정.
  16. 제 15항에 있어서, 공정은 부가적으로 상기 용융의 다운스트림인:
    - 상기 로스팅 침출물 그리고 유익하기로는 상기 침출물의 재순환으로부터 니오븀 및/또는 탄탈륨의 분리로, 상기 니오븀 및/또는 탄탈륨이 분리되어 지고, 청구항 제10항 내지 제13항의 어느 하나에 따른 황산 대기 침출의 실행을 위해 임의적으로 희석되어 지는 것을 특징으로 하는 공정.
  17. 제 11항 내지 제 16항 중 어느 한 항에 있어서, 공정은;
    - 청구항 제12항에 따른 A1), A2), B1) 또는 B2) 타입의 침출 및 침출물과 침출 잔사의 회수;
    - 상기 침출 잔사의 임의적인 극미세 마쇄;
    - 상기 임의적으로 마쇄된 침출 잔사의 로스팅;
    - 슬러리를 얻기 위해, 상기 로스팅의 결과로 얻어진 소성물의 융해;
    - 상기 슬러리 상에 직접적으로 또는 원하는 원소를 포함하는 로스팅 침출물과 고체 공격 잔사를 생산하는, 제한된 인자로 의해 희석된 상기 슬러리 상에 수행된 액체/고체 분리;
    - 니오븀 및/또는 탄탈륨이 분리되어 지는 것으로부터 상기 로스팅 침출물 및 침출물의 재순환물로부터 상기 니오븀 및/또는 탄탈륨의 분리, 상기 침출의 실행을 위해 임의적으로 희석되어 짐
    을 포함함을 특징으로 하는 공정.
  18. 제 11항 내지 제 16항 중 어느 한 항에 있어서, 공정은:
    - 회수를 위해, 임의적으로 물리적으로 농후화된, 한편으로는 철을 포함하는 슬림이고, 다른 한편으로는 디슬림된 광석이나 선광물인 광석 또는 선광물의 디슬리밍;
    - 상기 디슬림화된 광석이나 선광물 상에, 임의적으로는 상기 단계 1에서 회수된 슬림의 일 부분의 부가로 수행되어 진 청구항 제12항에 따른 A1), A2), B1) 또는 B2 타입의 침출, 및 침출물과 침출 잔사의 회수;
    - 침출 잔사의 임의적인 극미세 마쇄;
    - 상기 단계 1에서 회수된 슬림의 다른 부분을 통해 철의 부가로 수행되어 진 상기 임의적으로 마쇄된 침출 잔사의 로스팅;
    - 슬러리를 얻기 위해, 상기 로스팅의 결과로 얻어진 소성물의 융해;
    - 상기 슬러리 상에 직접적으로 또는 제한된 인자에 의해 희석된 상기 슬러리 상에 수행된 액체/고체 분리하여, 원하는 원소를 포함하는 로스팅 침출물과 고체 공격 잔사를 생산;
    - 상기 니오븀 및/또는 탄탈륨이 미리 분리되어 지는 것으로부터, 상기 침출의 실행을 위해 임의적으로 희석되어 진 상기 로스팅 침출물 및 상기 로스팅 침출물의 재순환물로부터 상기 니오븀 및/또는 탄탈륨의 분리
    를 포함함을 특징으로 하는 공정.
  19. 제 1항 내지 제 18항 중 어느 한 항에 있어서, 공정은 광석 또는 선광물로 수행되어 지고; 관련 광석은 피로클로르(pyrochlore), 유제나이트(euxenite), 사마르스카이트(samarskite), 페로브스카이트(perovskite) 및 페르구소나이트(fergusonite) 군 및 이들의 혼합물로부터 선택되어 진 것임을 특징으로 하는 공정.
  20. - 청구항 제1항 내지 제 19항 중 어느 한 항의 공정에 따른 상기 원소의 용융; 및
    - 상기 원소의 분리
    를 포함함을 특징으로 하는, 광석 및 선광물에 존재하는 니오븀 및 탄탈륨으로부터 선택된 적어도 하나의 원소 및 우라늄 및 희토류로부터 선택된 적어도 하나의 원소의 회수, 유익하기로는 니오븀, 탄탈륨, 우라늄 및 희토류의 회수를 위한 공정.
KR1020137017782A 2011-01-06 2012-01-06 광석 또는 선광물로부터 적어도 하나의 원소 니오븀 또는 탄탈륨 및 적어도 하나의 다른 원소 우라늄 또는 희토류의 용해 및 회수 KR20140010015A (ko)

Applications Claiming Priority (3)

Application Number Priority Date Filing Date Title
FR1150089A FR2970265B1 (fr) 2011-01-06 2011-01-06 Mise en solution et recuperation d'au moins un element nb, ta et d'au moins un autre element u, terres rares a partir de minerais et concentres
FR1150089 2011-01-06
PCT/EP2012/050188 WO2012093170A1 (en) 2011-01-06 2012-01-06 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

Publications (1)

Publication Number Publication Date
KR20140010015A true KR20140010015A (ko) 2014-01-23

Family

ID=45495933

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
KR1020137017782A KR20140010015A (ko) 2011-01-06 2012-01-06 광석 또는 선광물로부터 적어도 하나의 원소 니오븀 또는 탄탈륨 및 적어도 하나의 다른 원소 우라늄 또는 희토류의 용해 및 회수

Country Status (16)

Country Link
US (1) US20130340571A1 (ko)
EP (1) EP2661513B1 (ko)
JP (1) JP5938048B2 (ko)
KR (1) KR20140010015A (ko)
CN (1) CN103415631B (ko)
AP (1) AP2013007011A0 (ko)
AU (1) AU2012204844B2 (ko)
BR (1) BR112013017472A2 (ko)
CA (1) CA2823620A1 (ko)
DK (1) DK2661513T3 (ko)
EA (1) EA024127B1 (ko)
ES (1) ES2540756T3 (ko)
FR (1) FR2970265B1 (ko)
SI (1) SI2661513T1 (ko)
WO (1) WO2012093170A1 (ko)
ZA (1) ZA201305122B (ko)

Families Citing this family (29)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
FR3001465B1 (fr) 2013-01-30 2015-03-13 Eramet Procede d'extraction selective du scandium
FR3003270B1 (fr) * 2013-03-15 2015-04-17 Eramet Procede de recuperation selective des terres rares d'une solution acide aqueuse de sulfate riche en aluminium et en phosphates
CN103352117B (zh) * 2013-07-17 2015-01-21 内蒙古科技大学 从低品位含铌矿中提取铌的方法
AU2013263848B2 (en) * 2013-11-29 2016-02-18 Lifezone Limited Treatment process for extraction of metals from ores
CN104745807A (zh) * 2013-12-31 2015-07-01 北京有色金属研究总院 一种提取铌钽矿中有价金属元素的方法
DE102014212908A1 (de) * 2014-07-03 2016-01-07 Siemens Aktiengesellschaft Verfahren zur thermischen Zersetzung eines Seltenerd-Erzkonzentrats
CN105331811A (zh) * 2014-08-06 2016-02-17 北京有色金属研究总院 一种提取多金属共伴生钽铌矿中钽铌及稀土元素的方法
CN104404243B (zh) * 2014-12-12 2016-07-20 钢研集团稀土科技有限公司 一种酸碱联合低温分解低品位微山稀土精矿的方法
DE102015116476A1 (de) * 2015-09-29 2017-04-13 Outotec (Finland) Oy Verfahren und Anlage zur Herstellung von Uran oder einem Seltenen-Erden-Element
JP2018001121A (ja) * 2016-07-06 2018-01-11 清治 谷口 ミネラル抽出方法及びミネラル抽出装置
CN106222406A (zh) * 2016-08-17 2016-12-14 江西理工大学 一种硫酸体系钽铌矿加压分解方法
CN106521151A (zh) * 2016-11-21 2017-03-22 江西理工大学 一种硫酸体系偏铌酸钾加压转化方法
CN106636626A (zh) * 2016-12-13 2017-05-10 江苏省冶金设计院有限公司 一种处理稀土精矿的系统和方法
CN106676291A (zh) * 2016-12-28 2017-05-17 核工业北京化工冶金研究院 一种从矿石中综合回收铀铌钽的方法
CN106636691A (zh) * 2016-12-28 2017-05-10 核工业北京化工冶金研究院 一种从低品位矿石中提取分离铀铌的方法
CN107475542B (zh) * 2017-07-17 2021-03-16 中国恩菲工程技术有限公司 处理稀土精矿的方法
CN108118165A (zh) * 2017-12-20 2018-06-05 宁波市鄞州智伴信息科技有限公司 一种黑稀金矿中的稀土钇的提取和分离方法
CA3134962A1 (en) * 2019-03-27 2020-10-01 The Governing Council Of The University Of Toronto Methods for recovering a target metal from iron or steel slag using at least one of a carbothermic reduction process and a pyro-hydrometallurgical process
WO2020225904A1 (ja) * 2019-05-09 2020-11-12 日揮グローバル株式会社 ニッケル含有原料の処理方法
CN110484740B (zh) * 2019-09-29 2021-04-27 株洲市炎陵县华南冶金科技有限公司 一种从钨锡铜铅废渣回收钽铌的方法及该方法使用的平炉
CN110882828A (zh) * 2019-11-29 2020-03-17 广东省资源综合利用研究所 一种从碳酸型烧绿石中回收铌矿物的选矿方法
RU2727129C1 (ru) * 2020-01-10 2020-07-20 Федеральное государственное бюджетное учреждение науки Федеральный исследовательский центр "Кольский научный центр Российской академии наук" (ФИЦ КНЦ РАН) Способ извлечения редкоземельного концентрата
CN111363914A (zh) * 2020-04-23 2020-07-03 西安三瑞实业有限公司 一种多段外热回转炉酸化焙烧稀土精矿的系统及方法
CN112505264B (zh) * 2021-02-08 2021-05-04 中国工程物理研究院核物理与化学研究所 一种用于海水提铀的海试试验装置
CN113234920B (zh) * 2021-04-30 2022-07-29 长沙矿冶研究院有限责任公司 将铌粗精矿中的铌矿物转化为钠铌矿及生产铌精矿的方法
CN114249308B (zh) * 2021-11-19 2023-09-08 四川大学 一种含磷混合稀土精矿中的磷资源和稀土资源提取方法
CN115386722A (zh) * 2022-08-30 2022-11-25 苏州金之翼新材料科技有限公司 一种黄铁矿焙烧钕铁硼废料分离稀土和铁的方法
CN115893490B (zh) * 2022-11-23 2024-06-04 郑州大学 一种烧绿石矿综合提取铌、钛和稀土的方法
CN115821078B (zh) * 2022-11-30 2024-06-04 包头稀土研究院 萤石精矿和铁尾矿协同处理的方法

Family Cites Families (10)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US2481584A (en) 1946-02-21 1949-09-13 Union Carbide & Carbon Corp Separation of columbium and tantalum
US3087809A (en) 1959-12-21 1963-04-30 Dominion Gulf Company Sulfuric acid leaching of niobium ores
BE757612A (fr) * 1970-01-05 1971-04-01 Molybdenum Corp Procedes ameliores pour la recuperation de columbium
US4446116A (en) * 1981-04-02 1984-05-01 Hermann C. Starck Bertin Process for recovering niobium and/or tantalum compounds from such ores further containing complexes of uranium, thorium, titanium and/or rare earth metals
US7282187B1 (en) * 1996-03-26 2007-10-16 Caboi Corporation Recovery of metal values
US5787332A (en) * 1996-09-26 1998-07-28 Fansteel Inc. Process for recovering tantalum and/or niobium compounds from composites containing a variety of metal compounds
CN100348748C (zh) 2004-12-15 2007-11-14 北京有色金属研究总院 从稀土矿中综合回收稀土和钍工艺方法
CN100357464C (zh) 2006-06-03 2007-12-26 郭青蔚 草酸体系萃取法制取无氟氧化铌工艺
CN101440429B (zh) * 2008-12-18 2010-09-08 广州有色金属研究院 一种含钽铌稀土元素精矿的分解方法
CN101492771B (zh) * 2009-03-04 2011-05-18 广州有色金属研究院 一种兴安石精矿的分解方法

Also Published As

Publication number Publication date
BR112013017472A2 (pt) 2016-10-04
EP2661513B1 (en) 2015-03-25
EP2661513A1 (en) 2013-11-13
CN103415631A (zh) 2013-11-27
JP5938048B2 (ja) 2016-06-22
AU2012204844A1 (en) 2013-07-25
ZA201305122B (en) 2014-09-25
AU2012204844B2 (en) 2016-06-02
DK2661513T3 (da) 2015-06-22
AP2013007011A0 (en) 2013-07-31
SI2661513T1 (sl) 2015-08-31
WO2012093170A1 (en) 2012-07-12
ES2540756T3 (es) 2015-07-13
EA201300803A1 (ru) 2013-12-30
JP2014505171A (ja) 2014-02-27
EA024127B1 (ru) 2016-08-31
FR2970265B1 (fr) 2013-02-08
CA2823620A1 (en) 2012-07-12
US20130340571A1 (en) 2013-12-26
CN103415631B (zh) 2015-05-13
FR2970265A1 (fr) 2012-07-13

Similar Documents

Publication Publication Date Title
KR20140010015A (ko) 광석 또는 선광물로부터 적어도 하나의 원소 니오븀 또는 탄탈륨 및 적어도 하나의 다른 원소 우라늄 또는 희토류의 용해 및 회수
Sadri et al. A review on the cracking, baking and leaching processes of rare earth element concentrates
Silva et al. Selective precipitation of high-quality rare earth oxalates or carbonates from a purified sulfuric liquor containing soluble impurities
Zhang et al. A novel approach for recovery of rare earths and niobium from Bayan Obo tailings
EP3587600B1 (en) Method for the extraction and recovery of vanadium
US20200165697A1 (en) Integrated recovery of metals from complex substrates
CA3008040C (en) Rare earth ore processing methods by acid mixing, sulphating and decomposing
Baláž et al. Application of attrition grinding in alkaline leaching of tetrahedrite
CN115427592A (zh) 从炉渣材料中回收钒
EP2902510A1 (en) A new method for leaching of electric arc furnace dust (EAFD) with sulphuric acid
US3883345A (en) Process for the recovery of antimony
US5585079A (en) Method for leaching material containing zinc oxide and zinc silicate
El-Afandy et al. Subsequent Separation of Niobium (Nb), Thorium (Th), Rare Earth Elements (REEs), Zirconium (Zr), and Uranium (U) from Abu Rusheid Cataclastic Concentrate, South Eastern Desert, Egypt
US3669649A (en) Process for recovery of beryllium
US3705230A (en) Process for extracting molybdenum and rhenium from raw materials containing same
Henn et al. A review of proposed processes for making rutile substitutes
RU2607681C1 (ru) Способ переработки сульфидных золотосодержащих концентратов и руд
CN104975192A (zh) 从含钪物料中提取钪的方法
WO2022031191A1 (ru) Способ переработки медьсодержащих материалов с выделением концентрата драгоценных металлов
WO1995023240A1 (en) A process for extraction of uranium
Voncken et al. Mineral processing and extractive metallurgy of the rare earths
Chernoburova et al. Processing and extraction of critical raw materials from residues
Supriyatna et al. Neodymium upgrading of tin slag using acid leaching and multistage precipitation
AU698136B2 (en) A process for extraction of uranium
RU2233343C2 (ru) Способ гидрометаллургической переработки свинецсодержащих концентратов

Legal Events

Date Code Title Description
WITN Application deemed withdrawn, e.g. because no request for examination was filed or no examination fee was paid