RU2393255C1 - Procedure for exracting uranium from crude ore - Google Patents

Procedure for exracting uranium from crude ore Download PDF

Info

Publication number
RU2393255C1
RU2393255C1 RU2009104166/02A RU2009104166A RU2393255C1 RU 2393255 C1 RU2393255 C1 RU 2393255C1 RU 2009104166/02 A RU2009104166/02 A RU 2009104166/02A RU 2009104166 A RU2009104166 A RU 2009104166A RU 2393255 C1 RU2393255 C1 RU 2393255C1
Authority
RU
Russia
Prior art keywords
pulp
uranium
brannerite
leaching
ore
Prior art date
Application number
RU2009104166/02A
Other languages
Russian (ru)
Inventor
Сергей Алексеевич Пирковский (RU)
Сергей Алексеевич Пирковский
Валентина Михайловна Трусова (RU)
Валентина Михайловна Трусова
Константин Николаевич Нестеров (RU)
Константин Николаевич Нестеров
Original Assignee
Российская Федерация, от имени которой выступает государственный заказчик - Государственная корпорация по атомной энергии (Росатом)
Открытое акционерное общество "Ведущий научно-исследовательский институт химической технологии"
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 Российская Федерация, от имени которой выступает государственный заказчик - Государственная корпорация по атомной энергии (Росатом), Открытое акционерное общество "Ведущий научно-исследовательский институт химической технологии" filed Critical Российская Федерация, от имени которой выступает государственный заказчик - Государственная корпорация по атомной энергии (Росатом)
Priority to RU2009104166/02A priority Critical patent/RU2393255C1/en
Application granted granted Critical
Publication of RU2393255C1 publication Critical patent/RU2393255C1/en

Links

Landscapes

  • Inorganic Compounds Of Heavy Metals (AREA)
  • Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)

Abstract

FIELD: metallurgy.
SUBSTANCE: procedure consists in crushing and wet crumbling of source raw material producing pulp. Also ore containing brannerite is used as source raw material. Upon wet crumbling pulp is concentrated, leached with sulphuric acid and separated. Upon separation upper discharge is directed to counter flow sorption of uranium, while lower discharge containing brannerite fraction is acidated with sulphuric acid to 40-80 g/l producing acidic pulp with S:L<1:4. Produced acidic pulp is radiated with a flow of accelerated electrons at energy of absorbed radiation dose 1.5-1.6 kgr/s during 4-8 min. Further uranium is leached at mixing and at temperature 60-70°C during 2-3 hours and produced pulp is condensed. Upon condensation there is formed upper discharge which is supplied to source raw material leaching, while lower discharge goes to waste.
EFFECT: extraction of uranium from hard opened brannerite crude ore.
3 cl, 7 tbl, 1 dwg, 2 ex

Description

Изобретение относится к области гидрометаллургической переработки уранового рудного сырья и может быть использовано при сернокислотном выщелачивании урана из трудновскрываемых (браннеритовых) руд.The invention relates to the field of hydrometallurgical processing of uranium ore raw materials and can be used for sulfuric acid leaching of uranium from hard-to-open (brannerite) ores.

Известно, что для выщелачивания урана серной кислотой с приемлемым извлечением, т.е. на 90-95%, из упорной руды месторождения Elliot Lake, содержавшей 0,14% урана в виде уранинита и преимущественно браннерита, требуется присутствие окислителя (хлорат натрия, пероксид водорода) с нагревом до температуры 75°С, остаточной кислотности ~50 г/л и при высокой продолжительности процесса 96 ч (Haque K.E., Ritcey G.M. «Comparison of oxidants for the leaching of uranium ores in sulphuric acid». CI M Bull. 1982, 75, №841, 127).It is known that for leaching uranium with sulfuric acid with an acceptable recovery, i.e. 90-95%, from the refractory ore of the Elliot Lake deposit, containing 0.14% of uranium in the form of uraninite and mainly brannerite, the presence of an oxidizing agent (sodium chlorate, hydrogen peroxide) is required with heating to a temperature of 75 ° C, residual acidity ~ 50 g / l and with a high duration of the process of 96 hours (Haque KE, Ritcey GM "Comparison of oxidants for the leaching of uranium ores in sulphuric acid". CI M Bull. 1982, 75, No. 84, 127).

Основные недостатки способа - необходимость применения окислителей и высокая продолжительность выщелачивания урана, т.е. значительные эксплуатационные, в основном энергетические затраты.The main disadvantages of the method are the necessity of using oxidizing agents and the high duration of leaching of uranium, i.e. significant operational, mainly energy costs.

Известен способ обжига трудновскрываемой урановой руды для разрушения браннерита /Г.К.Кривоконева. Новые данные о поведении метамиктного браннерита в процессе термообработки. Записки ВМО, вып.5, стр.254-266/.A known method of roasting hard-to-open uranium ore for the destruction of brannerite / G.K. Krivokoneva. New data on the behavior of metamict brannerite during heat treatment. WMO Notes, issue 5, pp. 254-266 /.

Установлено, что при обжиге браннерита в воздушной среде при температурах 600-900°С минерал разлагается с образованием окислов U3O8 и TiO2. Закись-окись урана растворяется в сернокислотных средах примерно в тех же условиях, что и природные оксиды - уранинит и настуран. Поэтому при выщелачивании огарков не требуется жестких условий выщелачивания, необходимых при переработке браннеритовых руд. Кроме того, при осуществлении процесса обжига руды в указанном выше интервале температур содержащиеся в ней сульфиды окисляются с образованием диоксида серы, который частично поглощается содержащимися в руде карбонатами и хлоритами, снижая последующий расход кислоты на выщелачивание.It has been established that when firing brannerite in air at temperatures of 600-900 ° C, the mineral decomposes with the formation of oxides U 3 O 8 and TiO 2 . Uranium oxide is dissolved in sulfuric acid environments under approximately the same conditions as the natural oxides uraninite and nasturan. Therefore, when leaching cinder, harsh leaching conditions are not required for the processing of brannerite ores. In addition, during the process of ore roasting in the above temperature range, the sulfides contained in it are oxidized with the formation of sulfur dioxide, which is partially absorbed by the carbonates and chlorites contained in the ore, reducing the subsequent leaching of acid.

Основным недостатком этого способа является его неприменимость к радиоактивному рудному сырью. Окислительный обжиг дробленной (или измельченной) руды, содержащей радиоактивные элементы (уран, торий), сопровождается неизбежным образованием высокотоксичных тонкодисперсных твердых частиц радиоактивного материала, аэрозолей и газообразных продуктов распада (родон и др.). Создание и эксплуатация соответствующей пыле- и газоулавливающей системы, отвечающей современным экологическим нормам, связаны с высокими капитальными и энергетическими затратами, обуславливающими нерентабельность переработки радиоактивной руды по данному способу.The main disadvantage of this method is its inapplicability to radioactive ore raw materials. Oxidative roasting of crushed (or crushed) ore containing radioactive elements (uranium, thorium) is accompanied by the inevitable formation of highly toxic fine particles of radioactive material, aerosols and gaseous decomposition products (rhodon, etc.). The creation and operation of an appropriate dust and gas collection system that meets modern environmental standards is associated with high capital and energy costs, which make it unprofitable to process radioactive ore by this method.

В мировой урандобывающей промышленности «сухой» помол, обжиг руды не применяются уже четверть века за исключением двух нигерийских заводов, принадлежащих французским компаниям и расположенных за 250 км от ближайшего населенного пункта почти в центре Сахары.In the world uranium mining industry, "dry" grinding, ore burning has not been used for a quarter of a century, with the exception of two Nigerian factories owned by French companies and located 250 km from the nearest settlement almost in the center of the Sahara.

Наиболее близким, принятым за прототип, является способ гидрометаллургической переработки руд, включающий дробление, мокрое измельчение, сгущение пульпы, деление ее на два потока, выщелачивание железа в одном из них, смешение со вторым, окисление извлеченного железа кислородом воздуха и кислотный перевод урана в раствор серной кислотой. Доля руды в первом потоке, направляемом на выщелачивание железа, составляет 35-70%. Вскрытие железа проводят в области рН 2,0-4,2, кислотный перевод урана в раствор осуществляется вводом дополнительного окислителя, например соединения марганца (IV) и/или трехвалентного железа, поддерживая рН выщелоченной пульпы в пределах рН 1,5-2,5 (Патент РФ №2154121 C22B 60/02, опубликован 08.10.2000). The closest adopted for the prototype is a method of hydrometallurgical processing of ores, including crushing, wet grinding, thickening the pulp, dividing it into two streams, leaching of iron in one of them, mixing with the second, oxidizing the extracted iron with atmospheric oxygen and acid transfer of uranium to solution sulfuric acid. The proportion of ore in the first stream directed to leaching iron is 35-70%. The opening of iron is carried out in the range of pH 2.0-4.2, the acid transfer of uranium to the solution is carried out by introducing an additional oxidizing agent, for example, a compound of manganese (IV) and / or ferric iron, maintaining the pH of the leached pulp in the range of pH 1.5-2.5 (RF patent No. 2154121 C22B 60/02, published October 8, 2000).

Основным недостатком данного способа является неэффективный, затратный способ получения окислителя - трехвалентного железа: окисление двухвалентного железа, выщелоченного из руды, кислородом воздуха в слабокислой среде требует продолжительного нагревания и перемешивания (аэрации) пульпы и расхода кислоты на растворение образовавшегося гидроксида железа. Кроме того, на стадии кислотного перевода урана в раствор требуется еще дополнительный расход окислителя, например соединения марганца (IV) и/или трехвалентного железа. Следует отметить ограниченность области применения данного способа только легковскрываемыми рудами, извлечение урана из которых возможно путем так называемого «рН-ного» выщелачивания.The main disadvantage of this method is an inefficient, costly method of producing an oxidizing agent - ferric iron: the oxidation of ferrous iron leached from ore with atmospheric oxygen in a slightly acidic environment requires continuous heating and mixing (aeration) of the pulp and acid consumption to dissolve the formed iron hydroxide. In addition, at the stage of acid transfer of uranium to solution, an additional consumption of an oxidizing agent is required, for example, manganese (IV) and / or ferric compounds. It should be noted that the scope of this method is limited only by easily-discovered ores, the extraction of uranium from which is possible by the so-called “pH” leaching.

Основные запасы природного урана в России сосредоточены в рудах месторождениий Эльконского района, относящихся в основном к трудновскрываемым, браннеритового типа («Уран России. Сб. докладов научно-технич. совещания 20-21 ноября 2007 г.» Москва, ФГУП ЦНИИАТОМИнформ, 2008 г.).The main reserves of natural uranium in Russia are concentrated in ores of deposits of the Elkonsky region, which are mainly classified as hard-to-recover, brannerite type (“Uranium of Russia. Collection of reports of scientific and technical meetings. November 20-21, 2007” Moscow, FSUE TsNIIATOMInform, 2008. )

Техническим результатом предлагаемого изобретения является извлечение урана из упорного, трудновскрываемого (браннеритового) рудного сырья без использования окислителя.The technical result of the invention is the extraction of uranium from hard, hard-to-open (brannerite) ore raw materials without the use of an oxidizing agent.

Технический результат изобретения достигается тем, что в способе извлечения урана из рудного сырья, включающего дробление, мокрое измельчение исходного сырья с получением пульпы, в качестве исходного сырья используют руду, содержащую браннерит. После мокрого измельчения проводят сгущение пульпы, а после сернокислотного выщелачивания проводят сепарацию пульпы. Верхний слив после сепарации направляют на противоточную сорбцию урана, а нижний слив, содержащий браннеритовую фракцию, подкисляют серной кислотой до 40-80 г/л с получением кислой пульпы и облучают ее потоком ускоренных электронов с мощностью поглощенной дозы 1,5-1,6 кГр/с в течение 4-8 мин с последующим выщелачиванием урана при температуре 60-70°С в течение 2-3-х часов и сгущением полученной пульпы с образованием верхнего слива, который подают на выщелачивание исходного сырья, и нижнего слива, который направляют в отвал.The technical result of the invention is achieved by the fact that in the method of extracting uranium from ore raw materials, including crushing, wet grinding of the feedstock to produce pulp, ore containing brannerite is used as the feedstock. After wet grinding, the pulp is thickened, and after sulfuric acid leaching, the pulp is separated. After separation, the upper discharge is directed to countercurrent sorption of uranium, and the lower discharge containing the brannerite fraction is acidified with sulfuric acid to 40-80 g / l to produce acid pulp and irradiated with an accelerated electron beam with an absorbed dose rate of 1.5-1.6 kGy / s for 4-8 minutes, followed by leaching of uranium at a temperature of 60-70 ° C for 2-3 hours and thickening the resulting pulp with the formation of the upper discharge, which serves to leach the feedstock, and the lower discharge, which is sent to dump.

Высокое извлечение урана в раствор из упорной браннеритовой фракции происходит в результате радиационно-химического окисления урана и железа под воздействием кратковременного облучения подкисленной пульпы потоком электронов, генерируемых с помощью линейного ускорителя.High extraction of uranium into the solution from the refractory brannerite fraction occurs as a result of the radiation-chemical oxidation of uranium and iron under the influence of short-term irradiation of acidified pulp with an electron stream generated by a linear accelerator.

Далее приводятся примеры извлечения урана из упорного (браннеритового) рудного сырья по предлагаемому способу. В качестве исходного материала была использована проба (см. табл.1, 2) руды месторождения «Южное» Эльконского района. Уран в пробе представлен легковскрываемыми настураном, коффинитом и трудновскрываемым браннеритом.The following are examples of the extraction of uranium from refractory (brannerite) ore raw materials by the proposed method. As a starting material, a sample (see Tables 1, 2) of ore from the Yuzhnoye deposit in the Elkonsky district was used. Uranium in the sample is represented by easily opened nasturan, coffinite and hardly opened brannerite.

Figure 00000001
Figure 00000001

Таблица 2table 2 Минеральный состав пробы по основным компонентамThe mineral composition of the sample for the main components КомпонентComponent Содержание, %Content% КалишпатKalishpat 43,543.5 КарбонатыCarbonates 15,515,5 КварцQuartz 10,010.0 ПлагиоклазPlagioclase 9,09.0 СерицитSericite 6,06.0 Пирит, марказитPyrite, Marcasite 5,05,0 Биотит, хлоритBiotite, chlorite 3,53,5 ФлюоритFluorite 1,71.7 МагнетитMagnetite 1,01,0

Пробу руды измельчали в шаровой мельнице до крупности - 0,16 мм 100%. Пульпу сгущали до Т:Ж=1:1-1,5. Выщелачивание данной пробы руды серной кислотой проводили в условиях традиционного сернокислотного процесса в присутствии окислителя - диоксида марганца. При расходе MnO2 1%, температуре 60-70°С, рН≥1 (остаточная кислотность 10-15 г/л) в течение 3-х часов степень извлечения урана в раствор составляла 70%.The ore sample was ground in a ball mill to a particle size of 0.16 mm 100%. The pulp was thickened to T: W = 1: 1-1.5. The ore was leached with sulfuric acid under the conditions of a traditional sulfuric acid process in the presence of an oxidizing agent - manganese dioxide. At a consumption of MnO 2 1%, a temperature of 60-70 ° C, pH≥1 (residual acidity 10-15 g / l) for 3 hours, the degree of extraction of uranium in the solution was 70%.

Степень извлечения урана в раствор рассчитана по содержанию урана в сухом отмытом кеке с учетом выхода последнего, кислотоемкость - с учетом влажности кека после 1-го фильтрования пульпы. По полученным данным установлено присутствие урана в пробе руды в виде легковскрываемых настурана, коффинита (65-70%) и трудновскрываемого браннерита (~30%). При исходной кислотности 42 г/л даже за 4 ч выщелачивания в кеке остается 0,26%. Основные технологические показатели характеризуют руду как упорную и кислотоемкую. Прямое выщелачивание урана из такого сырья нерентабельно.The degree of uranium extraction into the solution was calculated according to the uranium content in the dry washed cake, taking into account the yield of the latter, acid intensity - taking into account the moisture content of the cake after the 1st filtering of the pulp. According to the data obtained, the presence of uranium in the ore sample in the form of easily revealing nasturan, coffinite (65-70%) and hard-to-discover brannerite (~ 30%) was established. With an initial acidity of 42 g / l, even for 4 hours of leaching, 0.26% of the cake remains. The main technological indicators characterize the ore as resistant and acid-intensive. Direct leaching of uranium from such raw materials is unprofitable.

Для оценки эффективности радиационно-химического воздействия пучка электронов на интенсификацию процесса сернокислотного выщелачивания урана именно из упорной составляющей требовалось предварительно удалить легковскрываемые минеральные компоненты руды, в т.ч. настуран и коффинит, и сконцентрировать браннеритовую фракцию. С этой целью проба была обработана раствором серной кислоты при исходной кислотности 30-40 г/л, температуре 70°С и продолжительности 1 ч. Содержание урана в полученной таким образом браннеритовой фракции №1 составило 0,34%, т.е. 90% урана находилась в виде браннерита.To evaluate the effectiveness of the radiation-chemical effect of the electron beam on the intensification of the process of sulfuric acid leaching of uranium from the refractory component, it was necessary to first remove the easily opened mineral components of the ore, including nasturan and coffinite, and concentrate the brannerite fraction. For this purpose, the sample was treated with a solution of sulfuric acid at an initial acidity of 30-40 g / l, a temperature of 70 ° C and a duration of 1 hour. The uranium content in the thus obtained Brannerite fraction No. 1 was 0.34%, i.e. 90% of the uranium was in the form of brannerite.

Пример 1. Браннеритовая фракция №1.Example 1. Brannerite fraction No. 1.

Исходную руду, содержащую браннерит, подвергали мокрому измельчению, затем проводили сгущение пульпы и сернокислотное выщелачивание. После выщелачивания проводили сепарацию пульпы. Верхний слив после сепарации направляли на противоточную сорбцию урана, а нижний слив, содержащий браннеритовую фракцию, подкисляли серной кислотой до 40 г/л и направляли на облучение.The raw material containing brannerite was wet milled, then pulp thickening and sulfuric acid leaching were carried out. After leaching, pulp was separated. The upper discharge after separation was directed to countercurrent sorption of uranium, and the lower discharge containing the brannerite fraction was acidified with sulfuric acid to 40 g / l and sent for irradiation.

Для последующего сравнения на браннеритовой фракции №1 (0,34% урана) были проведены «холостые» (без облучения) опыты по выщелачиванию урана при исходной концентрации кислоты 75 г/л, механическом перемешивании пульпы, продолжительности 3 ч и температурах 85 и 25°С. Выщелоченную пульпу фильтровали, кек промывали и сушили на воздухе при 105°С до постоянной массы, Степень извлечения урана в раствор рассчитана по содержанию в сухом отмытом кеке. Полученные данные (см. табл.3) показали, что:For subsequent comparison, blank experiments (without irradiation) were performed on brannerite fraction No. 1 (0.34% of uranium) on leaching of uranium at an initial acid concentration of 75 g / l, mechanical stirring of the pulp, lasting 3 hours and temperatures of 85 and 25 ° FROM. The leached pulp was filtered, the cake was washed and dried in air at 105 ° C to constant weight. The degree of uranium extraction into the solution was calculated from the content in the dried washed cake. The data obtained (see table 3) showed that:

- при 85°С в течение 3 ч (при кислотности 72-73 г/л) степень извлечения урана повышается до 91,2%.- at 85 ° C for 3 hours (with an acidity of 72-73 g / l), the degree of uranium extraction increases to 91.2%.

- при низкой температуре (25°С) и кислотности также на уровне 70-73 г/л (как и при 85°С) степень извлечения урана в раствор оказалась значительно ниже: соответственно ~46%.- at a low temperature (25 ° С) and acidity also at the level of 70-73 g / l (as at 85 ° С), the degree of uranium extraction into the solution turned out to be much lower: ~ 46%, respectively.

Для облучения пульпы был использован линейный ускоритель электронов типа ЛУЭ-8. Облучение браннеритовой фракции №1 (0,34% урана) в виде кислой пульпы с Т:Ж=1:4 велось при кинетической энергии пучка электронов 6,4 МэВ и постоянной мощности поглощенной дозы, рассчитанной по формуле /Пикаев А.К. «Современная радиационная химия. Основные положения. Экспериментальная техника и методы». М., «Наука». 1985 г., с.297/:For pulp irradiation, a linear electron accelerator of the LUE-8 type was used. Irradiation of brannerite fraction No. 1 (0.34% of uranium) in the form of an acidic pulp with T: W = 1: 4 was carried out at a kinetic energy of an electron beam of 6.4 MeV and a constant absorbed dose rate calculated by the formula / A. Pikaev. “Modern radiation chemistry. The main provisions. Experimental technique and methods. ” M., "Science." 1985, p.297 /:

Дм=ηIE/m=0,95·25·10-6·6,4·106/0,1=1,52 кГр/с,D m = ηIE / m = 0.95 · 25 · 10 -6 · 6.4 · 10 6 / 0.1 = 1.52 kGy / s,

где η - коэффициент, равный отношению поглощенной в образце энергии пучка к запасенной в пучке энергии, для пульпы принято η=0,95, I=25 мкА, Е=6,4 МэВ, m - масса пульпы 0,1 кг. Облучение проводилось при исходной концентрации кислоты в жидкой фазе пульпы 40 и 80 г/л в течение 8 и 3,5 мин, т.е. при поглощенной дозе 730 и 320 кГр. В ходе облучения температура пульпы повышалась от 37 до 88 (8 мин) и до 76°С (4 мин).where η is the coefficient equal to the ratio of the energy of the beam absorbed in the sample to the energy stored in the beam, for the pulp it is accepted η = 0.95, I = 25 μA, E = 6.4 MeV, m is the pulp mass of 0.1 kg. Irradiation was carried out at an initial acid concentration in the liquid phase of the pulp of 40 and 80 g / l for 8 and 3.5 minutes, i.e. at an absorbed dose of 730 and 320 kGy. During irradiation, the pulp temperature increased from 37 to 88 (8 min) and to 76 ° C (4 min).

Кислую пульпу после облучения обрабатывали в течение 1-3-х часов при механическом перемешивании и температуре 70°С. Выщелоченную пульпу сепарировали, верхний слив - оборотный раствор, подавали на выщелачивание исходного сырья. Нижний слив направляли в отвал. Пробу выщелоченной пульпы фильтровали, кек промывали и сушили на воздухе до постоянной массы (см. табл.4).Acid pulp after irradiation was treated for 1-3 hours with mechanical stirring and a temperature of 70 ° C. The leached pulp was separated, the upper discharge was a reverse solution, and the feed was leached. The lower discharge was directed to the dump. A sample of leached pulp was filtered, the cake was washed and dried in air to constant weight (see table 4).

Figure 00000002
Figure 00000002

Данные табл.4 показывают, что при остаточной концентрации кислоты 37-40 г/л степень извлечения урана в раствор повышается до 91%. При кислотности 74 г/л процесс выщелачивания практически завершается: в кеке остается всего 0,015% урана, что соответствует степени извлечения урана в раствор на уровне 96%. Кислотоемкость при этом - не более 6%. Сокращение продолжительности облучения до 3,5 мин приводит лишь к незначительному снижению степени извлечения урана до ~95%.The data in Table 4 show that, with a residual acid concentration of 37-40 g / l, the degree of uranium extraction in the solution increases to 91%. At an acidity of 74 g / l, the leaching process is almost complete: only 0.015% of uranium remains in the cake, which corresponds to the degree of uranium extraction into the solution at the level of 96%. The acid intensity in this case is not more than 6%. Reducing the duration of irradiation to 3.5 min leads only to a slight decrease in the degree of uranium extraction to ~ 95%.

Таблица 4Table 4 Условия и результаты экспериментов по выщелачиванию облученной пульпы браннеритовой фракции №1.Conditions and results of experiments on leaching of irradiated pulp of Brannerite fraction No. 1. τ - продолжительность облучения, Е - сквозная степень извлечения урана в раствор (по кеку), К - кислотоемкостьτ is the duration of irradiation, E is the through degree of uranium extraction into the solution (over cake), K is the acid intensity №№ оп.п.п.№№ op.p.p. УсловияConditions Жидкая фаза пульпыThe liquid phase of the pulp С.О. кек, %S.O. cake,% Е, %E% К, %K,% τ, минτ min Исх. H2SO4, г/лRef. H 2 SO 4, g / l U, г/лU, g / l H2SO4, г/лH 2 SO 4, g / l О-ВП, мВO-VP, mV ВыходExit UU 77 88 4040 0,120.12 40,040,0 420420 85,385.3 0,0350,035 91,391.3 3,03.0 88 88 0,180.18 37,537.5 86,786.7 0,0320,032 91,391.3 4,04.0 99 88 8080 0,100.10 73,873.8 84,884.8 0,0150.015 96,496.4 6,06.0 1010 4four 0,100.10 76,076.0 440440 86,886.8 0,0200,020 94,994.9 6,06.0

В ходе даже кратковременного облучения исходной пульпы в раствор переходит (в зависимости от кислотности) основная масса урана - от 60 до 80% (см. табл.5).During even short-term irradiation of the initial pulp, the main mass of uranium passes from 60 to 80% (depending on acidity) (see Table 5).

Таблица 5Table 5 Характеристика жидкой фазы пульпы непосредственно после облучения в течение 8 мин. Степень извлечения урана:Characterization of the liquid phase of the pulp immediately after irradiation for 8 minutes Uranium Extraction Rate: Е1 - в жидкую фазу пульпы после облучения, Е2 - в жидкую фазу пульпы после выщелачивания при 70°С в течение 3-х чE1 - into the liquid phase of the pulp after irradiation, E2 - into the liquid phase of the pulp after leaching at 70 ° C for 3 hours №№ оп.п.п.№№ op.p.p. Исх. H2SO4, г/лRef. H 2 SO 4 , g / l Жидкая фаза пульпыThe liquid phase of the pulp E1, %E1,% Е2, %E2,% К, %K,% U, г/лU, g / l H2SO4, г/лH 2 SO 4 , g / l О-ВП, мВO-VP, mV 77 4040 0,420.42 38,538.5 470470 60,960.9 30,430,4 2,12.1 99 8080 0,540.54 71,671.6 480480 78,378.3 18,118.1 3,83.8

Таким образом, кратковременное облучение (3,5-8 мин) кислой пульпы при мощности поглощенной дозы 1,5 кГр/с обеспечило получение высокой степени извлечения урана в раствор - на 95-96%, при последующем выщелачивании упорной браннеритовой фракции руды. По сравнению с необлученной пульпой упорной браннеритовой фракции №1 (см. табл.3) при прочих равных условиях степень извлечения урана в раствор после облучения пульпы повысилась на ~5%.Thus, short-term irradiation of acid pulp (3.5-8 min) with an absorbed dose rate of 1.5 kGy / s ensured a high degree of uranium extraction into the solution - by 95-96%, with subsequent leaching of the persistent brannerite ore fraction. Compared with unirradiated pulp of persistent brannerite fraction No. 1 (see Table 3), ceteris paribus, the degree of uranium extraction into solution after pulp irradiation increased by ~ 5%.

Пример 2. Браннеритовая фракция №2.Example 2. Brannerite fraction No. 2.

Более упорную браннеритовую фракцию №2, с большим исходным содержанием браннерита и 0,23% урана, готовили аналогично (см. выше). Необходимые для сравнительной оценки эффекта облучения «холостые» опыты также проводили при исходном Т:Ж=1:4, концентрации кислоты 40 г/л, механическом перемешивании, температуре 70-75°С и (см. табл.6) продолжительности выщелачивания 0,5-3 ч без и в присутствии окислителя - пероксида марганца (72% MnO2). Расход окислителя - 1% в пересчете на MnO2.A more resistant brannerite fraction No. 2, with a large initial content of brannerite and 0.23% uranium, was prepared similarly (see above). The “blank” experiments necessary for a comparative assessment of the irradiation effect were also carried out at initial T: W = 1: 4, acid concentration 40 g / l, mechanical stirring, temperature 70-75 ° С and (see Table 6) leaching duration 0, 5-3 hours without and in the presence of an oxidizing agent - manganese peroxide (72% MnO 2 ). The oxidizer consumption is 1% in terms of MnO 2 .

Из данных табл.6 следует, что без окислителя процесс выщелачивания урана протекает с невысокой скоростью. За 3 ч в раствор переходит только ~60% урана. Остаточная кислотность составляет ~36 г/л, величина 0-ВП 410 мв. В присутствие окислителя, как и следовало ожидать, повышается величина O-ВП (до 480-500 мВ) и без заметного снижения кислотности процесс выщелачивания протекает интенсивнее и степень извлечения урана повышается на 15-20%, достигая за 3 ч ~74%. В этом случае ионов Fe2+ в растворе не обнаружено. Все железо (0,05 г/л) независимо от продолжительности выщелачивания находится в трехвалентном состоянии. Облучение браннеритовой фракции №2 в виде кислой пульпы с Т:Ж=1:4 (навеска 25 г) велось при кинетической энергии пучка электронов 6,4 МэВ, постоянной мощности поглощенной дозы 1,5 кГр/с и исходной концентрации кислоты 40 г/л. Влияние продолжительности процессов облучения (3,5 и 8 мин) при концентрации серной кислоты 40 г/л и выщелачивания облученной пульпы на степень извлечения урана в раствор показано в табл.6. Температура пульпы в ходе облучения повышалась от 40 до 88°С.From the data in Table 6 it follows that without an oxidizing agent, the leaching process of uranium proceeds at a low speed. In 3 hours, only ~ 60% of uranium passes into the solution. The residual acidity is ~ 36 g / l, the value of 0-VP 410 mv. As expected, the value of O-VP increases (up to 480-500 mV) in the presence of an oxidizing agent and, without a noticeable decrease in acidity, the leaching process proceeds more intensively and the degree of uranium extraction increases by 15-20%, reaching ~ 74% in 3 hours. In this case, no Fe 2+ ions were found in solution. All iron (0.05 g / l), regardless of the leaching duration, is in the trivalent state. Irradiation of Brannerite fraction No. 2 in the form of an acidic pulp with T: W = 1: 4 (25 g sample) was carried out at a kinetic energy of an electron beam of 6.4 MeV, a constant absorbed dose rate of 1.5 kGy / s and an initial acid concentration of 40 g / l The effect of the duration of irradiation processes (3.5 and 8 min) at a sulfuric acid concentration of 40 g / l and leaching of irradiated pulp on the degree of uranium extraction into the solution are shown in Table 6. The pulp temperature during irradiation increased from 40 to 88 ° C.

Таблица 6Table 6 Выщелачивание урана из необлученной браннеритовой фракции №2 серной кислотой концентрации 40 г/л, температуре 70-75°С в зависимости от продолжительности и присутствия окислителя - диоксида марганцаLeaching of uranium from unirradiated brannerite fraction No. 2 with sulfuric acid at a concentration of 40 g / l, temperature 70-75 ° C, depending on the duration and presence of an oxidizing agent - manganese dioxide №№ оп.
п.п.
No. Op.
p.p.
УсловияConditions Жидкая фаза пульпыThe liquid phase of the pulp С.О. кек, %S.O. cake,% Е, %E% К, %K,% No.
MnO2, %MnO 2 ,% τ, минτ min U, г/лU, g / l H2SO4, г/лH 2 SO 4 , g / l O-ВП, мВO-VP, mV ВыходExit UU 99 -- 30thirty 0,240.24 38,738.7 420420 91,091.0 0,1600.160 36,836.8 0,90.9 88 1010 6060 0,240.24 34,534.5 420420 91,291.2 0,1400.140 43,543.5 1,01,0 99 11eleven 180180 0,340.34 35,835.8 410410 91,891.8 0,1000,100 59,659.6 1,21,2 1010 99 1,01,0 30thirty 0,360.36 40,840.8 540540 91,391.3 0,1000,100 59,659.6 1,81.8 7п7p 1010 6060 0,370.37 32,032,0 500500 91,291.2 0,0790,079 68,268,2 2,42,4 8п8p 11eleven 180180 0,390.39 31,931.9 480480 91,691.6 0,0660,066 74,374.3 2,62.6 9п9p

Уран из облученной пульпы выщелачивали при механическом перемешивании и температуре 70-75°С в течение 0,5-3 ч (см. чертеж).Uranium from the irradiated pulp was leached with mechanical stirring and a temperature of 70-75 ° C for 0.5-3 hours (see drawing).

С увеличением продолжительности выщелачивания степень извлечения урана в раствор повышалась с 74 до 86%. Основная масса урана переходила в раствор уже в ходе облучения. Остаточная концентрация кислоты практически оставалась постоянной (~38 г/л). Сокращение продолжительности облучения с 8 до 3,5 мин лишь незначительно повлияло на снижение степени извлечения урана (<2%) при неизменной кислотности (~38 г/л). Величина 0-ВП оказалась даже несколько ниже, чем в «холостых» опытах с окислителем (табл.4). В то же время железо (окислитель урана) независимо от продолжительности облучения и выщелачивания полностью перешло в раствор в окисленной до 3-х валентного состояния форме. Кислотоемкость твердого облученной пульпы после выщелачивания (табл.7) лишь на ~2% превысила полученную без облучения (табл.6). Высокая степень извлечения урана в раствор - на уровне 90% достигнута при кислотности пульпы около 40 г/л. Для практически полного извлечения урана в раствор кислотность должна быть повышена до 60-70 г/л (см. табл.4).With an increase in the leaching time, the degree of uranium extraction into the solution increased from 74 to 86%. The bulk of uranium passed into solution already during irradiation. The residual acid concentration remained almost constant (~ 38 g / l). A reduction in the duration of irradiation from 8 to 3.5 min only slightly affected the decrease in the degree of uranium extraction (<2%) with constant acidity (~ 38 g / l). The value of 0-VP was even slightly lower than in the “blank” experiments with an oxidizing agent (Table 4). At the same time, iron (uranium oxidizer), regardless of the duration of irradiation and leaching, completely went into solution in the form, oxidized to a 3-valence state. The acid intensity of the solid irradiated pulp after leaching (Table 7) was only ~ 2% higher than that obtained without irradiation (Table 6). A high degree of uranium extraction into the solution - at a level of 90%, was achieved with a pulp acidity of about 40 g / l. For almost complete extraction of uranium into the solution, the acidity should be increased to 60-70 g / l (see table 4).

Таблица 7Table 7 Условия и результаты облучения кислой пульпы (Т:Ж=1: 4) после выщелачивания урана при исходной концентрации серной кислоты 40 г/л и температуре 70°С,The conditions and results of irradiation of acidic pulp (T: W = 1: 4) after leaching of uranium at an initial concentration of sulfuric acid of 40 g / l and a temperature of 70 ° C, Е - степень извлечения урана в раствор, К - кислотоемкостьE - the degree of extraction of uranium in solution, K - acid intensity №№ оп.п.п.№№ op.p.p. Время, минTime min Жидкая фаза пульпыThe liquid phase of the pulp С.О. кек, %S.O. cake,% Е, %E% К, %K,% облученияexposure ВыщелачиванияLeaching U, г/лU, g / l H2SO4, г/лH 2 SO 4 , g / l O-ВП, мВO-VP, mV ВыходExit UU 11eleven 88 30thirty 0,1450.145 39,239.2 460460 77,877.8 0,0750,075 74,174.1 2,02.0 1212 88 6060 0,1700.170 39,039.0 450450 81,981.9 0,0640,064 77,677.6 3,03.0 1313 88 180180 0,1700.170 37,837.8 450450 82,282,2 0,0410,041 86,286.2 3,03.0 14fourteen 4four 180180 0,1750.175 38,338.3 440440 82,282,2 0,0460,046 84,584.5 4,54,5

Положительный эффект кратковременного (≤8 мин) облучения пульпы потоком электронов при температуре 37-88°С и сравнительно невысокой (40 г/л) концентрации кислоты проявился (см. табл.6, 7) в приросте степени извлечения урана в раствор после 3-х часового (70°С) выщелачивания на:The positive effect of short-term (≤8 min) irradiation of the pulp with an electron stream at a temperature of 37-88 ° С and a relatively low (40 g / l) acid concentration was manifested (see Tables 6, 7) in the increase in the degree of uranium extraction into solution after 3- x hourly (70 ° C) leaching to:

- 11,9 в присутствии окислителя (1% диоксид марганца),- 11.9 in the presence of an oxidizing agent (1% manganese dioxide),

- 26,6% без окислителя.- 26.6% without oxidizing agent.

Еще весомее этот эффект становится при сокращении продолжительности выщелачивания.This effect becomes even more significant with a shorter leaching time.

На чертеже показана зависимость степени извлечения урана в раствор (Е, %) от продолжительности выщелачивания при концентрации серной кислоты и температуре 70°С для облученной в течение 8 мин (ряд 1) и необлученной пульпы с окислителем (ряд 2) и без окислителя (ряд 3) (по данным табл.6 и 7). При продолжительности выщелачивания 15 мин (см. чертеж) из предварительно облученной пульпы переходит в раствор 70% урана, в то время как из необлученной с окислителем только 30, а без окислителя - всего 18%. В этом случае прирост извлечения урана за счет облучения достигает 40 и 52% соответственно. Рассчитанная графическим путем по начальным участкам кривых (см. чертеж) за одинаковое время 8 мин скорость процесса выщелачивания урана составляет для:The drawing shows the dependence of the degree of extraction of uranium into the solution (E,%) on the leaching duration at a concentration of sulfuric acid and a temperature of 70 ° C for irradiated for 8 min (row 1) and unirradiated pulp with an oxidizing agent (row 2) and without an oxidizing agent (row 3) (according to the data of Tables 6 and 7). With a leaching time of 15 minutes (see the drawing), 70% of uranium passes from the previously irradiated pulp into a solution, while from unirradiated with an oxidizing agent only 30%, and without an oxidizing agent - only 18%. In this case, the increase in uranium extraction due to irradiation reaches 40 and 52%, respectively. Calculated graphically from the initial sections of the curves (see drawing) for the same time 8 min, the speed of the uranium leaching process is:

- облученной пульпы (извлечение 60%) - 4 мг U/мин,- irradiated pulp (extraction 60%) - 4 mg U / min,

- пульпы в присутствии окислителя (извлечение 15%) - 1 мг U/мин,- pulp in the presence of an oxidizing agent (extraction 15%) - 1 mg U / min,

- пульпы без окислителя (извлечение 9%) - 0,6 мг U/мин.- pulp without oxidizing agent (9% recovery) - 0.6 mg U / min.

Скорость выщелачивания урана из облученной пульпы браннеритовой фракции при прочих равных условиях в 6-7 раз выше, чем из необлученной. Добавки окислителя - диоксида марганца - к пульпе несколько ускоряют процесс выщелачивания, но и в этом случае извлечение урана из облученной пульпы происходит в 4 раза быстрее.The rate of leaching of uranium from the irradiated pulp of the brannerite fraction, ceteris paribus, is 6-7 times higher than from unirradiated. The addition of an oxidizing agent - manganese dioxide - to the pulp somewhat accelerates the leaching process, but even in this case, the extraction of uranium from the irradiated pulp occurs 4 times faster.

Таким образом, кратковременное облучение кислой пульпы упорной браннеритовой фракции №2 обеспечивает интенсификацию процесса последующего выщелачивания без использования окислителей (кислород воздуха, диоксид марганца и др.) с приростом степени извлечения урана в раствор на 10-15% по сравнению с необлученной пульпой.Thus, short-term irradiation of acidic pulp of persistent brannerite fraction No. 2 provides an intensification of the process of subsequent leaching without the use of oxidizing agents (air oxygen, manganese dioxide, etc.) with an increase in the degree of uranium extraction into the solution by 10-15% compared with unirradiated pulp.

Claims (3)

1. Способ извлечения урана из рудного сырья, включающий дробление, мокрое измельчение исходного сырья с получением пульпы, сернокислотное выщелачивание с получением пульпы, отличающийся тем, что в качестве исходного сырья используют руду, содержащую браннерит, после мокрого измельчения проводят сгущение пульпы, а после сернокислотного выщелачивания проводят сепарацию пульпы, верхний слив после сепарации направляют на противоточную сорбцию урана, а нижний слив, содержащий браннеритовую фракцию, подкисляют серной кислотой до 40-80 г/л с получением кислой пульпы и облучают ее потоком ускоренных электронов с мощностью поглощенной дозы 1,5-1,6 кГр/с в течение 4-8 мин с последующим выщелачиванием урана и сгущением полученной пульпы с образованием верхнего слива, который подают на выщелачивание исходного сырья, и нижнего слива, который направляют в отвал.1. A method of extracting uranium from ore raw materials, including crushing, wet grinding of the feedstock to produce pulp, sulfuric acid leaching to produce pulp, characterized in that the ore containing brannerite is used as feedstock, the pulp is thickened after wet grinding, and after sulfuric acid leaching carry out the separation of the pulp, the upper discharge after separation is directed to countercurrent sorption of uranium, and the lower discharge containing the brannerite fraction is acidified with sulfuric acid to 40-80 g / l by teaching acidic pulp and irradiating it with a stream of accelerated electrons with an absorbed dose rate of 1.5-1.6 kGy / s for 4-8 minutes, followed by leaching of uranium and thickening of the resulting pulp with the formation of an overflow that serves to leach the feedstock, and bottom discharge, which is sent to the dump. 2. Способ по п.1, отличающийся тем, что облучению подвергают браннеритовую фракцию в виде кислой пульпы с Т:Ж<1:4.2. The method according to claim 1, characterized in that the brannerite fraction in the form of an acidic pulp with T: W <1: 4 is irradiated. 3. Способ по п.1, отличающийся тем, что облученную пульпу выщелачивают при перемешивании и температуре 60-70°С в течение 2-3 ч. 3. The method according to claim 1, characterized in that the irradiated pulp is leached with stirring at a temperature of 60-70 ° C for 2-3 hours
RU2009104166/02A 2009-02-09 2009-02-09 Procedure for exracting uranium from crude ore RU2393255C1 (en)

Priority Applications (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
RU2009104166/02A RU2393255C1 (en) 2009-02-09 2009-02-09 Procedure for exracting uranium from crude ore

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
RU2009104166/02A RU2393255C1 (en) 2009-02-09 2009-02-09 Procedure for exracting uranium from crude ore

Publications (1)

Publication Number Publication Date
RU2393255C1 true RU2393255C1 (en) 2010-06-27

Family

ID=42683630

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
RU2009104166/02A RU2393255C1 (en) 2009-02-09 2009-02-09 Procedure for exracting uranium from crude ore

Country Status (1)

Country Link
RU (1) RU2393255C1 (en)

Cited By (2)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
RU2543122C2 (en) * 2012-09-27 2015-02-27 Федеральное государственное автономное образовательное учреждение высшего профессионального образования "Национальный исследовательский ядерный университет "МИФИ" Method of processing brannerite-containing refractory uranium ores
RU2590737C1 (en) * 2015-02-13 2016-07-10 Акционерное общество "Ведущий научно-исследовательский институт химической технологии" Method of extracting uranium

Non-Patent Citations (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Title
НЕСТЕРОВ К.Н. и др. Интенсивная регенерация окислителя в процессе сернокислотного выщелачивания урана. Тезисы докладов второго международного симпозиума «Уран - ресурсы, производство». - М.: 2008, с.87. *

Cited By (2)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
RU2543122C2 (en) * 2012-09-27 2015-02-27 Федеральное государственное автономное образовательное учреждение высшего профессионального образования "Национальный исследовательский ядерный университет "МИФИ" Method of processing brannerite-containing refractory uranium ores
RU2590737C1 (en) * 2015-02-13 2016-07-10 Акционерное общество "Ведущий научно-исследовательский институт химической технологии" Method of extracting uranium

Similar Documents

Publication Publication Date Title
RU2618004C1 (en) Method for phosphorus and calcium recovery, and mixture obtained by this method
US11993826B2 (en) Alkaline oxidation methods and systems for recovery of metals from ores
CN110029218B (en) Comprehensive utilization method of gold mine cyanide-containing tailing slag
JP6707466B2 (en) System and method for selective rare earth extraction with sulfur recovery
JP2019529721A (en) Process for the production of concentrates of metals, rare metals and rare earth metals from residues of alumina production by the Bayer process or from materials having a similar chemical composition to the residue, and purification of the concentrates thus obtained
CN111996383A (en) Method for separating arsenic from copper slag by matching high-arsenic materials
RU2393255C1 (en) Procedure for exracting uranium from crude ore
RU2398903C1 (en) Procedure for processing persistent uranium containing pyrite and valuable metals of materials for extraction of uranium and production of concentrate of valuable metals
RU2627835C2 (en) Method of complex processing of pyritic raw materials
US20180282176A1 (en) Method for reducing hexavalent chromium in oxidic solids
JP2015214760A (en) Method for treating copper refining dust
JP2013237920A (en) Treatment method of copper smelting flue cinder
Sahu et al. Extraction of copper by leaching of electrostatic precipitator dust and two step removal of arsenic from the leach liquor
JPH03188228A (en) Method for recovery of metal
Li et al. Preparation of ZnSO4· 7H2O and separation of zinc from blast furnace sludge by leaching-purification-crystallization method
RU2120486C1 (en) Method of removing gold from persistent ores, concentrates, and secondary stock
RU2543122C2 (en) Method of processing brannerite-containing refractory uranium ores
RU2361937C1 (en) Preparation method of resistant sulphide ore and concentrates to leaching
RU2680767C1 (en) Iron-containing sludge processing method
US2925321A (en) Extraction of uranium from lignite ores
Chirila et al. Characterization of the electric arc furnace dust
JP2022550624A (en) Method for producing copper metal from copper concentrates without generating waste
ZA200301902B (en) Pressure leaching process for zinc recovery from sulphidic ore materials.
RU2635582C1 (en) Method of leaching metals from refractory carbonaceous ores (versions)
CN110980899A (en) FeS2Method for stabilizing ferric arsenate by adopting Fe composite material

Legal Events

Date Code Title Description
MM4A The patent is invalid due to non-payment of fees

Effective date: 20200210