RU2485193C1 - Способ извлечения урана из руд - Google Patents

Способ извлечения урана из руд Download PDF

Info

Publication number
RU2485193C1
RU2485193C1 RU2012110748/02A RU2012110748A RU2485193C1 RU 2485193 C1 RU2485193 C1 RU 2485193C1 RU 2012110748/02 A RU2012110748/02 A RU 2012110748/02A RU 2012110748 A RU2012110748 A RU 2012110748A RU 2485193 C1 RU2485193 C1 RU 2485193C1
Authority
RU
Russia
Prior art keywords
solution
iron
uranium
leaching
mother liquor
Prior art date
Application number
RU2012110748/02A
Other languages
English (en)
Inventor
Николай Александрович Яворовский
Яков Иванович Корнев
Георгий Евгеньевич Осокин
Валерий Григорьевич Литвиненко
Владимир Васильевич Лопатин
Пётр Иванович Лавренюк
Михаил Дмитриевич Носков
Original Assignee
Федеральное государственное бюджетное образовательное учреждение высшего профессионального образования "Национальный исследовательский Томский политехнический университет"
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 Федеральное государственное бюджетное образовательное учреждение высшего профессионального образования "Национальный исследовательский Томский политехнический университет" filed Critical Федеральное государственное бюджетное образовательное учреждение высшего профессионального образования "Национальный исследовательский Томский политехнический университет"
Priority to RU2012110748/02A priority Critical patent/RU2485193C1/ru
Application granted granted Critical
Publication of RU2485193C1 publication Critical patent/RU2485193C1/ru

Links

Landscapes

  • Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)

Abstract

Изобретение относится к гидрометаллургии урана и может быть использовано для извлечения урана из руд. Способ включает выщелачивание урана и железа раствором серной кислоты с использованием в качестве окислителя трехвалентного железа, содержащегося в руде. После выщелачивания ведут извлечение урана из раствора с получением маточного раствора, содержащего двухвалентное железо. Затем проводят подкисление маточного раствора серной кислотой и регенерацию трехвалентного железа окислением двухвалентного железа с получением оборотного раствора и рециркуляцию этого раствора на выщелачивание урана. Регенерацию трехвалентного железа ведут воздействием на маточный раствор высоковольтными импульсными электроразрядами при амплитуде импульсов высокого напряжения не менее 10 кВ и при частоте следования импульсов в интервале 400÷1400 имп./с. Причем перед воздействием на маточный раствор высоковольтными импульсными электроразрядами его подвергают диспергированию. Техническим результатом является снижение энергозатрат и капитальных затрат. 1 ил., 2 табл., 1 пр.

Description

Изобретение относится к гидрометаллургии урана и может быть использовано для кислотного перколяционного выщелачивания урана из рудного сырья для регенерации кислых растворов агитационного выщелачивания урана.
Известен способ извлечения урана из рудного сырья [патент на изобретение RU №2393255, МПК С22В 60/02, С22В 3/08 (01.2006), опубл. 27.06.2010. Бюл. №18], включающий дробление, мокрое измельчение исходного сырья с получением пульпы, сернокислотное выщелачивание с получением пульпы, причем 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. При этом облучению подвергают браннеритовую фракцию в виде кислой пульпы с Т:Ж<1:4, а облученную пульпу выщелачивают при перемешивании и температуре 60-70°С в течение 2-3 ч.
К основным недостаткам этого способа относятся высокая стоимость ускорителя электронов, обеспечивающего необходимую мощность поглощенной дозы, а также необходимость обеспечения защиты от излучения, что требует дополнительных затрат. Кроме того, способ предназначен конкретно для вскрытия упорного (трудновскрываемого) браннеритового рудного сырья, при котором предусмотрено облучение суспензии твердых частиц полезного ископаемого в жидкой среде (пульпы). В предложенном же способе высоковольтными импульсными разрядами воздействуют на маточный раствор. Известный способ в качестве аналога рассмотрен лишь потому, что в нем, как и при осуществлении предложенного способа, воздействуют электрическим током (упорядоченное движение электрических зарядов) непосредственно на обрабатываемый материал.
Большее число общих существенных признаков с предложенным изобретением имеет другой аналог: способ извлечения урана из руд методом кучного или подземного выщелачивания [патент на изобретение RU №2172792, МПК7 С22В 60/02, С22В 3/08, опубл. 27.08.2001], включающий приготовление выщелачивающих растворов, содержащих серную кислоту и нитрат-ионы, фильтрацию их через руду с переводом шестивалентного урана, двухвалентного железа и других металлов в продукционные растворы, извлечение из них урана с получением маточных растворов и рециркуляцию этих растворов на выщелачивание руды. При приготовлении выщелачивающих растворов серную и азотную кислоты вводят в часть маточных растворов, равную 0,05-0,15 от их исходного объема, взятую из условия создания в них концентрации серной кислоты, равной 100-250 г/л, и окислительно-восстановительного потенциала 750-850 мВ. Затем полученный раствор и образовавшиеся оксиды азота контактируют с другой частью маточных растворов, равной 0,25-0,35 от их исходного объема и взятой из условия обеспечения окисления Fe (II) в Fe (III) с достижением окислительно-восстановительного потенциала 600-700 мВ при диспергировании в раствор кислорода или воздуха. После этого полученный раствор смешивают с оставшейся частью маточных растворов с обеспечением окислительно-восстановительного потенциала раствора, равного 420-500 мВ, причем перед введением серной и азотной кислот в маточные растворы производят абсорбцию оксидов азота, образующихся при приготовлении выщелачивающих растворов, путем их контактирования с исходными маточными растворами.
Основными недостатками этого способа-аналога являются обязательное использование азотной кислоты, что приводит к загрязнению раствора нитрат-ионами, снижающими сорбционную емкость ионитов по урану, а также необходимость в специальной аппаратуре для улавливания образующихся токсичных оксидов азота.
Наиболее близким к предложенному способу по существенным признакам и достигаемому положительному эффекту является выбранный за прототип способ извлечения урана из руд [патент на изобретение RU №2326177, МПК С22В 60/02, С22В 3/08 (2006.01), опубл. 10.06.2008. Бюл. №16], включающий выщелачивание урана и железа раствором серной кислоты с использованием в качестве окислителя трехвалентного железа, содержащегося в руде, извлечение урана из раствора с получением раствора, содержащего двухвалентное железо, регенерацию двухвалентного железа до трехвалентного окислением с получением оборотного раствора и его рециркуляцию на выщелачивание руды. Извлечение урана из раствора ведут сорбцией на анионите, полученный после сорбции раствор, содержащий двухвалентное железо, перед регенерацией в нем двухвалентного железа до трехвалентного подкисляют серной кислотой и регенерацию ведут облучением потоком ускоренных электронов при мощности поглощенной дозы 2,3-3,5 кГр/с в течение 1-6 мин. При этом выщелачивание ведут методами подземного, кучного или агитационного выщелачивания. Оборотный раствор при кучном или подземном выщелачивании, содержащий 0,5-5 г/л двухвалентного железа, перед облучением подкисляют серной кислотой до концентрации 5-10 г/л, а оборотный раствор при агитационном выщелачивании, содержащий 5-15 г/л двухвалентного железа, перед облучением подкисляют серной кислотой до концентрации 10-20 г/л.
Основные недостатки способа-прототипа следующие:
- высокие энергозатраты на обработку растворов: 46,13 кВт·ч на 1 м3 раствора при степени окисления железа 86,6%;
- необходимость биологической защиты;
- значительные капитальные затраты из-за использования ускорителя электронов, источника его питания, а также для обеспечения защиты от облучения.
Основной технический результат предложенного решения заключается в том, что энергозатраты на обработку растворов ниже в 1,8 раза (26,04 кВт·ч на 1 м3 раствора при степени окисления железа 86,9%), И нет необходимости в биологической защите и в несколько раз меньше капитальныХ затрат; так, например, стоимость источника импульсов высокого напряжения, применяемого в предложенном способе, на порядок меньше стоимости ускорителя электронов.
Указанный технический результат достигается тем, что в предложенном способе извлечения урана из руд, включающем выщелачивание урана и железа раствором серной кислоты с использованием в качестве окислителя трехвалентного железа, содержащегося в руде, извлечение урана из раствора с получением маточного раствора, содержащего двухвалентное железо, подкисление маточного раствора серной кислотой, регенерацию трехвалентного железа окислением с получением оборотного раствора и рециркуляцию этого раствора на выщелачивание урана, регенерацию трехвалентного железа ведут воздействием на маточный раствор высоковольтными импульсными разрядами при амплитуде импульсов высокого напряжения не менее 10 кВ и при частоте следования импульсов в интервале 400÷4400 имп/с, причем перед воздействием на маточный раствор высоковольтными импульсными разрядами его подвергают диспергированию.
Пример конкретного выполнения предложенного способа (пример составлен на основе заводских испытаний способа).
На фиг.1 приведена установка для осуществления способа, которая состоит из последовательно установленных сосуда исходного раствора H2SO4 - 1, сосуда орошения 2, колонки выщелачивания 3, приемного сосуда 4, сорбционной колонки 5, сосуда подкисления 6, блока электроразрядной обработки 7, выход которого соединен с сосудом орошения 2, источника импульсов высокого напряжения 8, электрически соединенного с блоком электроразрядной обработки 7.
Дробленую урансодержащую руду массой 10 кг загружают в колонку выщелачивания 3. В сосуде исходного раствора H2SO4 1 готовят 8 л водного раствора серной кислоты из расчета 5 г кислоты на 1 л воды и раствор заливают в сосуд орошения 2. Из него раствор серной кислоты самотеком поступает в колонку выщелачивания 3, в которой происходит переход ионов урана и железа из рудного сырья в раствор. Этот раствор собирается в приемном сосуде 4. Из сосуда 4 раствор подают на сорбцию в сорбционную колонку 5, заполненную ионообменной смолой. В колонке 5 происходит извлечение урана из раствора путем ионного обмена. Полученный в результате сорбции маточный раствор, содержащий ионы Fe2+, подают в сосуд подкисления 6, где концентрированной серной кислотой осуществляют подкисление этого раствора до исходной концентрации: 5 г H2SO4 на 1 л воды. Подкисленный маточный раствор из сосуда подкисления 6 подают в блок электроразрядной обработки 7, в котором этот раствор диспергируют и подвергают воздействию высоковольтных импульсных разрядов путем подачи в блок 7 импульсов высокого напряжения от источника импульсов 8. Полученный оборотный раствор из блока электроразрядной обработки 7 подают в сосуд орошения 2. Таким образом выщелачивание ведут до тех пор, пока в выходящем из колонки выщелачивания 3 растворе содержание урана не станет ниже 10 мг/л.
В таблицах 1 и 2 приведены материалы, позволяющие обосновать заявляемые цифровые режимные параметры, которые включены в формулу предложенного изобретения. Результаты, полученные при различных амплитудах импульсов напряжения, приведены в табл.1, в которой показано, что при амплитудах импульсов напряжения менее 10 кВ зажигание разрядов не происходит, поэтому амплитуда должна быть минимум 10 кВ или выше. В табл.2 представлены опытные результаты окисления железа при различных частотах следования импульсов высокого напряжения: от 100 имп/с до 2000 имп/с. Из этих данных следует, что повышение частоты более 1400 имп/с нецелесообразно, так как при этом степень окислениия (колонка 3) остается практически неизменной, а энергозатраты (колонки 4 и 5) существенно увеличиваются. Нижний частотный предел выбран равным 400 имп/с, так как степень окисления при этой частоте составляет 53,1%, а известно [Громов Б.В. "Введение в химическую технологию урана". Атомиздат. 1978, с.82], что для поддержания процесса окисления урана (U4+) необходимо обеспечить соотношение концентрации ионов Fe3+/Fe2+ более единицы, то есть степень окисления должна быть более 50%, что не наблюдается при частотах менее 400 имп/с.
Figure 00000001
Figure 00000002

Claims (1)

  1. Способ извлечения урана из руд, включающий выщелачивание урана и железа раствором серной кислоты с использованием в качестве окислителя трехвалентного железа, содержащегося в руде, извлечение урана из раствора с получением маточного раствора, содержащего двухвалентное железо, подкисление маточного раствора серной кислотой, регенерацию трехвалентного железа окислением двухвалентного железа в маточном растворе с получением оборотного раствора и рециркуляцию этого раствора на выщелачивание урана, отличающийся тем, что регенерацию трехвалентного железа ведут воздействием на маточный раствор высоковольтными импульсными электроразрядами при амплитуде импульсов высокого напряжения не менее 10 кВ и при частоте следования импульсов в интервале 400÷1400 имп./с, причем перед воздействием на маточный раствор высоковольтными импульсными электроразрядами его подвергают диспергированию.
RU2012110748/02A 2012-03-20 2012-03-20 Способ извлечения урана из руд RU2485193C1 (ru)

Priority Applications (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
RU2012110748/02A RU2485193C1 (ru) 2012-03-20 2012-03-20 Способ извлечения урана из руд

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
RU2012110748/02A RU2485193C1 (ru) 2012-03-20 2012-03-20 Способ извлечения урана из руд

Publications (1)

Publication Number Publication Date
RU2485193C1 true RU2485193C1 (ru) 2013-06-20

Family

ID=48786299

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
RU2012110748/02A RU2485193C1 (ru) 2012-03-20 2012-03-20 Способ извлечения урана из руд

Country Status (1)

Country Link
RU (1) RU2485193C1 (ru)

Citations (7)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
GB1569346A (en) * 1977-12-08 1980-06-11 British Petroleum Co Removal of actinide metals from solution
US4397819A (en) * 1980-12-31 1983-08-09 Mobil Oil Corporation Rejuvenation of the anion exchanger used for uranium recovery
US5322644A (en) * 1992-01-03 1994-06-21 Bradtec-Us, Inc. Process for decontamination of radioactive materials
RU2172792C1 (ru) * 2000-03-21 2001-08-27 Всероссийский научно-исследовательский институт химической технологии Способ извлечения урана из руд
RU2226564C1 (ru) * 2002-07-22 2004-04-10 АООТ "Приаргунское производственное горно-химическое объединение" Способ извлечения урана из руд
RU2234550C2 (ru) * 2002-03-25 2004-08-20 Открытое акционерное общество "Атомредметзолото" Способ извлечения урана из руд
RU2326177C1 (ru) * 2006-08-14 2008-06-10 Российская Федерация, от имени которой выступает Государственный заказчик - Федеральное агентство по атомной энергии Способ извлечения урана из руд

Patent Citations (7)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
GB1569346A (en) * 1977-12-08 1980-06-11 British Petroleum Co Removal of actinide metals from solution
US4397819A (en) * 1980-12-31 1983-08-09 Mobil Oil Corporation Rejuvenation of the anion exchanger used for uranium recovery
US5322644A (en) * 1992-01-03 1994-06-21 Bradtec-Us, Inc. Process for decontamination of radioactive materials
RU2172792C1 (ru) * 2000-03-21 2001-08-27 Всероссийский научно-исследовательский институт химической технологии Способ извлечения урана из руд
RU2234550C2 (ru) * 2002-03-25 2004-08-20 Открытое акционерное общество "Атомредметзолото" Способ извлечения урана из руд
RU2226564C1 (ru) * 2002-07-22 2004-04-10 АООТ "Приаргунское производственное горно-химическое объединение" Способ извлечения урана из руд
RU2326177C1 (ru) * 2006-08-14 2008-06-10 Российская Федерация, от имени которой выступает Государственный заказчик - Федеральное агентство по атомной энергии Способ извлечения урана из руд

Similar Documents

Publication Publication Date Title
Silva et al. Leaching behaviour of a galvanic sludge in sulphuric acid and ammoniacal media
Hu et al. Eco-friendly leaching and separation of vanadium over iron impurity from vanadium-bearing shale using oxalic acid as a leachant
JP6070898B2 (ja) 廃乾電池からの有価成分の回収方法および回収設備
US9181605B2 (en) Treatment method of spent uranium catalyst
CN104478060B (zh) 一种处理含铊及其他重金属废水的药剂和工艺
JP6125458B2 (ja) 廃乾電池からの資源の回収方法および分離、回収設備
CN110655243A (zh) 一种采用TiO2吸附-光催化还原处理含铀废水的方法
KR101163557B1 (ko) 고속 침출을 통한 고효율 우라늄 회수 방법
CN113249592B (zh) 机械活化定向还原选择性浸出含铁酸锌废渣中锌的方法
Xin et al. Recovery of Zn and Ge from zinc oxide dust by ultrasonic-H 2 O 2 enhanced oxidation leaching
RU2547369C2 (ru) Способ комплексной переработки остатков доманиковых образований
JPH0380103A (ja) 硫酸の回収方法
Boyarintsev et al. Reprocessing of simulated voloxidized uranium–oxide SNF in the CARBEX process
CN101024504A (zh) 稀土矿硫酸焙烧产物制备超细高纯铈氧化物的方法
RU2485193C1 (ru) Способ извлечения урана из руд
CN104402062A (zh) 一种硫铁矿烧渣制备三氯化铁的方法
JPH01224091A (ja) シアン化合物を含有する廃棄物の処理方法
CN105523590A (zh) 一种制备三氯化铁的方法
RU2011137377A (ru) Способ экологически безопасной утилизации отработанных химических источников тока
CN108570685B (zh) 一种砷中毒催化剂的电化学处理方法
CN107326178B (zh) 一种湿法炼锌渣还原浸出过程中尾气回收利用的方法
RU2749310C2 (ru) Способ переработки сульфидного золотомедного флотоконцентрата
RU2170775C1 (ru) Способ извлечения редкоземельных и радиоактивных металлов из окисленного технологически упорного сырья
CN114737059A (zh) 一种采用无氧焙烧-过硫酸盐浸出联合技术处理氰化尾渣的方法
CN111087114A (zh) 钽铌生产废水的处理方法

Legal Events

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

Effective date: 20180321