RU2626264C2 - Способ дезактивации руд, рудных и техногенных концентратов - Google Patents

Способ дезактивации руд, рудных и техногенных концентратов Download PDF

Info

Publication number
RU2626264C2
RU2626264C2 RU2015133713A RU2015133713A RU2626264C2 RU 2626264 C2 RU2626264 C2 RU 2626264C2 RU 2015133713 A RU2015133713 A RU 2015133713A RU 2015133713 A RU2015133713 A RU 2015133713A RU 2626264 C2 RU2626264 C2 RU 2626264C2
Authority
RU
Russia
Prior art keywords
radionuclides
solution
sulfuric acid
decontamination
temperature
Prior art date
Application number
RU2015133713A
Other languages
English (en)
Other versions
RU2015133713A (ru
Inventor
Виктор Иванович Сачков
Александр Сергеевич Буйновский
Петр Борисович Молоков
Роман Андреевич Нефедов
Оюна Борисовна Самбуева
Олег Семенович Андриенко
Татьяна Дмитриевна Малиновская
Наталья Ивановна Косова
Елена Владимировна Обходская
Сергей Владимирович Махов
Original Assignee
Федеральное государственное автономное образовательное учреждение высшего образования "Национальный исследовательский Томский государственный университет" (ТГУ, НИ ТГУ)
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 автономное образовательное учреждение высшего образования "Национальный исследовательский Томский государственный университет" (ТГУ, НИ ТГУ) filed Critical Федеральное государственное автономное образовательное учреждение высшего образования "Национальный исследовательский Томский государственный университет" (ТГУ, НИ ТГУ)
Priority to RU2015133713A priority Critical patent/RU2626264C2/ru
Publication of RU2015133713A publication Critical patent/RU2015133713A/ru
Application granted granted Critical
Publication of RU2626264C2 publication Critical patent/RU2626264C2/ru

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
    • C22B60/00Obtaining metals of atomic number 87 or higher, i.e. radioactive metals
    • C22B60/02Obtaining thorium, uranium, or other actinides
    • 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

  • Engineering & Computer Science (AREA)
  • Chemical & Material Sciences (AREA)
  • Geology (AREA)
  • Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
  • General Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
  • Manufacturing & Machinery (AREA)
  • Environmental & Geological Engineering (AREA)
  • Materials Engineering (AREA)
  • Mechanical Engineering (AREA)
  • Metallurgy (AREA)
  • Organic Chemistry (AREA)
  • Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
  • Extraction Or Liquid Replacement (AREA)

Abstract

Изобретение относится к химической технологии и может быть использовано при переработке руд, рудных и техногенных концентратов для их дезактивации от примесей радиоактивных изотопов: 232Th, 238U, 235U, 234U, 228Th, 230Th, 224Ra, 226Ra, 228Ra. Способ включает обработку раствором выщелачивателя с получением пульпы, состоящей из твердой и жидкой фаз, отделение фильтрацией жидкой фазы от твердой, состоящей из нерастворимых остатков концентрата. Далее проводят извлечение радионуклидов из жидкой фазы. При этом в качестве выщелачивателя используют серную кислоту с концентрацией 20-95 мас.% при соотношении Т:Ж=1:(1,5-3) при температуре 70-300°С в течение 2-6 ч. Селективное извлечение радионуклидов из жидкой фазы проводят в три стадии, на первой стадии осаждением двойных сульфатов РЗЭ и натрия или ступенчатой нейтрализацией, на второй стадии - соосаждением, на третьей стадии - ионным обменом. Изобретение позволяет повысить эффективность процесса дезактивации и обеспечить условия дезактивации всех руд, рудных и техногенных концентратов. 6 з.п. ф-лы, 2 ил., 10 табл., 5 пр.

Description

Изобретение относится к химической технологии и может быть использовано при переработке руд, рудных и техногенных концентратов для их дезактивации от примесей радиоактивных изотопов: 232Th, 238U, 235U, 234U, 228Th, 230Th, 224Ra, 226Ra, 228Ra.
Известен способ переработки фосфатного редкоземельного концентрата, выделенного из апатита [Патент РФ №2484018 опубл. 10.06.2013]. Способ включает разложение фосфатного редкоземельного концентрата азотной кислотой, обработку полученного раствора щавелевой кислотой с осаждением оксалатов редкоземельных элементов (РЗЭ) в две стадии, на первой стадии осаждения оксалатов тория и РЗЭ подают 5-10% щавелевой кислоты от стехиометрии на РЗЭ, присутствующих в растворе, а на вторую стадию осаждения оксалатов РЗЭ подают 110-115% щавелевой кислоты от стехиометрии на РЗЭ, присутствующих в исходном растворе, и далее осуществляют прокаливание оксалатов РЗЭ до оксидов РЗЭ.
Недостатком этого способа является получение оксидов РЗЭ с содержанием радионуклидов, превышающим санитарные нормы (СП 2.6.1.798-99).
Также известен способ переработки химического концентрата природного урана [Патент РФ №2490348 опубл. 20.08.2013]. Способ включает растворение концентрата с использованием водного раствора азотной кислоты, подачу полученного водного азотнокислого раствора уранилнитрата на ступень выдачи экстракта ступенчатого экстракционного блока и экстракцию урана трибутилфосфатом в углеводородном разбавителе. Экстракцию ведут путем противоточного взаимодействия водной и органической фаз. При этой переработке подвергают концентрат, содержащий примесь тория не более 1 мас. % к урану. В процессе экстракции на ступени выдачи экстракта степень насыщения экстрагента ураном поддерживают не менее 87% от предельного насыщения экстрагента ураном, а часть водной фазы, не превышающую 60 об. % от подаваемого на ступень выдачи экстракта раствора уранилнитрата, после одной из ступеней экстракции выводят из процесса экстракции и направляют на растворение концентрата урана.
Известен способ переработки и дезактивации радиоактивных отходов процесса хлорирования лопаритовых концентратов [Патент РФ №2331126, опубл. 10.08.2008], который включает обработку растворов от гидроразмыва расплава солевого оросительного фильтра (СОФ) раствором гидроксида натрия, фильтрование пульпы, отделение маточного раствора от радиоактивного осадка и его промывку. Согласно изобретению обработку растворов от гидроразмыва расплава солевого оросительного фильтра раствором гидроксида натрия ведут при 70-90°C до достижения pH пульпы 11,0-13,0 преимущественно 11,5-12,5, перед фильтрованием пульпу выдерживают при 70-90°C в течение 1-2 часов, а после фильтрования маточный раствор после отделения радиоактивного осадка суммы оксигидратов металлов разделяют на два потока, причем 40-60% маточного раствора используют для разбавления исходного раствора, получаемого при гидроразмыве отработанного расплава СОФ, а 60-40% маточного раствора смешивают при соотношении 1:(10-20) с цеховыми обмывочными водами, полученный смешанный раствор обрабатывают при 70-90°C раствором гидроксида натрия до pH 11-13, преимущественно 11,5-12,5, пульпу после нейтрализации раствора выдерживают 0,5-1 час, фильтруют, осадок редких металлов сушат, прокаливают и направляют на передел хлорирования лопаритовых концентратов.
Основным недостатком этих способов является низкая степень извлечения радионуклидов.
Наиболее близким по технической сущности и достигаемому результату к заявленному техническому решению является способ переработки и дезактивации отходов производства редких и редкоземельных металлов [Патент РФ №2246773 опубл. 20.02.2005], который выбран в качестве прототипа.
Способ включает растворение отходов, обработку хлоридом бария, серной кислотой и известковым молоком, отделение осадка от раствора. Обработку известковым молоком ведут до pH 9-10 в количестве 120-150% от стехиометрически необходимого для осаждения суммы оксигидратов металлов, пульпу фильтруют, в фильтрат вводят хлорид бария в количестве 0,4-1,8 кг BaCl2 на 1 кг CaCl2, присутствующего в исходном растворе или пульпе, и предварительно разбавленную в 5-20 раз отработанную серную кислоту хлорных компрессоров в количестве 0,5-2,5 кг H2SO4 на 1 кг BaCl2. В образующуюся сульфатную пульпу последовательно вводят известковое молоко до pH 11-12, затем кислые хлоридные стоки от промывки оборудования и производственных площадок при соотношении пульпа: стоки = 1:(2-3) до pH 6,5-8,5. Полученную таким образом пульпу фильтруют, дезактивированный раствор сбрасывают в канализацию, осадок сульфатов бария, кальция и оксисульфата железа смешивают с оксигидратным осадком от нейтрализации исходной пульпы, в образующуюся пастообразную смесь вводят при непрерывном перемешивании инертный наполнитель и 0,5-2 мас. части сульфата кальция. Получаемую композицию помещают в изложницы, выдерживают при 20-60°C в течение 12-36 часов и формуют в блоки, поверхность которых затем обрабатывают гидрофобизирующим материалом.
Недостатком известного способа является неполная степень дезактивации радиоактивных растворов и сточных вод: согласно установленным в настоящее время требованиям остаточная удельная активность дезактивированных растворов и сточных вод, сбрасываемых в цеховую канализацию, должна быть менее 6 Бк/кг (ранее требовалось: менее 1 экв. мг. тория/кг, что в 6-7 раз, выше требований, установленных для цеха в настоящее время). Другим недостатком известного способа являются безвозвратные потери практически всех ценных компонентов: Nb, Ta, Ti, РЗЭ и торий в том числе, который в настоящее время необходимо рассматривать как перспективное ядерное топливо для реакторов нового поколения.
Новая техническая задача заключается в удалении радиоактивных изотопов за счет использования комплекса химических и физико-химических процессов повышение степени дезактивации до установленных норм.
Новый технический результат - повышение степени извлечения радионуклидов из руд, рудных и техногенных концентратов
Для достижения нового технического результата в способе дезактивации руд, рудных и техногенных концентратов, включающем обработку руд, рудных и техногенных концентратов раствором выщелачивателя с получением пульпы, состоящей из твердой и жидкой фаз, отделение фильтрацией жидкой фазы от твердой, состоящей из нерастворимых остатков концентрата, с последующим селективным извлечением радионуклидов из жидкой фазы обработкой дезактивирующими реагентами, в качестве выщелачивателя используют серную кислоту с концентрацией 20-95 мас.% при соотношении твердой Т и жидкой Ж фаз соответственно Т : Ж =1:(1,5-3) при температуре 70-300°C в течение 2-6 ч, азотную кислоту с концентрацией 30-56 мас.% при соотношении Т : Ж =1:(1,15-10) при температуре 50-180°C при давлении 5-10 атм в течение 1-3 ч, гидроксид натрия с концентрацией 30-45 мас.% при соотношении Т : Ж =1:10 при температуре 120-130°C при давлении 5-10 атм в течение 1-1,5 ч, далее полученную пульпу обрабатывают с помощью комплекса химических и физико-химических методов соответственно типу исходных руд, рудных и техногенных концентратов: на стадиях дезактивации I при сернокислотном выщелачивании - метод осаждения двойных сульфатов РЗЭ и натрия или метод ступенчатой нейтрализации, при щелочном выщелачивании - оксалатный метод, при азотнокислотном выщелачивании - фторидный метод или метод экстракции; на стадиях дезактивации II при сернокислотном и щелочном выщелачивании - метод соосаждения, при азотнокислотном выщелачивании - метод экстракции; на стадиях дезактивации III при сернокислотном и щелочном выщелачивании - метод ионного обмена.
Для дезактивации рудного концентрата монацитового сырья, содержащего в основном Ce, La, Th, Ca, в качестве выщелачивателя используют серную кислоту с концентрацией 93-95 мас.% при соотношении Т : Ж =1:2 при температуре 230-250°C в течение 2-3 ч, также, для последующего выделения радионуклидов используют метод осаждения двойных сульфатов РЗЭ и натрия путем добавления раствора концентрированной серной кислоты в количестве 0,3 объема кислоты на 1 объем раствора, предварительно нагретого до 150°C, при нагревании до 200°C, в качестве соосадителя - хлорид железа (III), с последующим сорбционным доизвлечением радионуклидов с помощью ионитов.
Также, для дезактивации рудного концентрата монацитового сырья, содержащего в основном Ce, La, Th, Ca, в качестве выщелачивателя используют гидроксид натрия с концентрацией 30-45 мас.% при соотношении Т : Ж =1:10 при температуре 120-130°C при давлении 5-10 атм в течение 1-1,5 ч, для последующего выделения радионуклидов используют оксалатный метод осаждения путем добавления 10% водного раствора щавелевой кислоты, взятой в небольшом избытке (25-50%) при перемешивании при температуре 80°C и pH в пределах от 0,4 до 3.
Также, для дезактивации рудного концентрата монацитового сырья, содержащего в основном Ce, La, Th, Ca, в качестве выщелачивателя используют азотную кислоту с концентрацией 30-56 мас.% при соотношении Т : Ж =1:10 при температуре 170-180°C при давлении 5-10 атм в течение 2-3 ч, для последующего выделения радионуклидов применяют твердые экстрагенты.
Для дезактивации концентрата ортитового сырья, содержащего в основном Ca, Ce, La, Al, Fe, в качестве выщелачивателя используют серную кислоту с концентрацией 93-95 мас.% при соотношении Т : Ж =1:2 при температуре 230-235°C в течение 2 ч, для выделения радионуклидов используют метод осаждения двойных сульфатов РЗЭ и натрия путем добавления раствора концентрированной серной кислоты (0,3 объема кислоты на 1 объем раствора), предварительно нагретого до 150°C, при нагревании до 200°C, в качестве соосадителя - хлорид железа (III), сорбционное доизвлечение радионуклидов осуществляют с помощью ионитов.
Также, для дезактивации концентрата ортитового сырья, содержащего в основном Ca, Ce, La, Al, Fe, в качестве выщелачивателя используют азотную кислоту с концентрацией 30-56 мас.% при соотношении Т : Ж =1:1,25 при температуре 100-110°C в течение 2-3 ч, для выделения радионуклидов применяют твердые экстрагенты.
Для дезактивации рудного концентрата бастнезитового сырья, содержащего в основном Ce, La, Pr, в качестве выщелачивателя используют серную кислоту с концентрацией 93-95 мас.% при соотношении Т : Ж =1:1,5 при температуре 250-300°C в течение 2-3 ч.
Также, для дезактивации рудного концентрата бастнезитового сырья, содержащего в основном Ce, La, Pr, в качестве выщелачивателя используют азотную кислоту с концентрацией 30-56 мас.% при соотношении Т : Ж =1:2,2 при температуре 90-100°C в течение 1-2 ч, далее, для выделения радионуклидов используют фторидный метод, включающий добавление раствора плавиковой кислоты в количестве 110% от стехиометрического необходимого при температуре 80-90°C в течение 1 ч, поле чего, для последующего выделения радионуклидов используют твердые экстрагенты.
Для дезактивации рудного концентрата лопаритового сырья, содержащего в основном Na, Ce, Ca, Sr, Th, Ti, Nb, Fe, в качестве выщелачивателя используют серную кислоту с концентрацией 93-95 мас.% при соотношении Т : Ж =1:3 при температуре 250-280°C в течение 2-3 ч.
Также, для дезактивации рудного концентрата лопаритового сырья, содержащего в основном Na, Ce, Ca, Sr, Th, Ti, Nb, Fe, в качестве выщелачивателя используют азотную кислоту с концентрацией 30-56 мас.% при соотношении Т : Ж =1:2 при температуре 150-170°C при давлении 5-10 атм в течение 2-3 ч, для по следующего выделения радионуклидов используют твердые экстрагенты.
Для дезактивации рудного концентрата апатитового сырья, содержащего в основном Ca, в качестве выщелачивателя используют серную кислоту с концентрацией 20-95 мас.% при соотношении Т : Ж =1:3 при температуре 70-80°C в течение 5-6 ч, для последующего выделения радионуклидов используют метод ступенчатой нейтрализации с выделением малорастворимых пирофосфатов путем добавления раствора аммиака до pH=1.0.
Также, для дезактивации рудного концентрата апатитового сырья, содержащего в основном Ca, в качестве выщелачивателя используют азотную кислоту с концентрацией 30-56 мас.% при соотношении Т : Ж =1:1,15 при температуре 50-55°C в течение 1-2 ч, для последующего выделения радионуклидов применяют твердые экстрагенты.
Для дезактивации техногенного концентрата добычи циркон-ильметиновых руд, содержащих в основном Ce, La, Ca, Th, в качестве выщелачивателя используют серную кислоту с концентрацией 93-95 мас.% при соотношении Т : Ж =1:2 при температуре 230-250°C в течение 2-3 ч, также, для последующего выделения радионуклидов используют метод осаждения двойных сульфатов РЗЭ и натрия путем добавления раствора концентрированной серной кислоты в количестве 0,3 объема кислоты на 1 объем раствора, предварительно нагретого до 150°C, при нагревании до 200°C, в качестве соосадителя - хлорид железа (III), с последующим сорбционным доизвлечением радионуклидов с помощью ионитов.
Также, для дезактивации техногенного концентрата добычи циркон-ильметиновых руд, содержащих в основном Ce, La, Ca, Th, в качестве выщелачивателя используют гидроксид натрия с концентрацией 30-45 мас.% при соотношении Т : Ж =1:10 при температуре 120-130°C при давлении 5-10 атм в течение 1-1,5 ч, для выделения радионуклидов используют оксалатный метод осаждения путем добавления 10% водного раствора щавелевой кислоты, взятой в небольшом избытке (25-50%) при перемешивании при температуре 80°C и pH в пределах от 0,4 до 3.
Также, для дезактивации техногенного концентрата добычи циркон-ильметиновых руд, содержащих в основном Ce, La, Ca, Th, в качестве выщелачивателя используют азотную кислоту с концентрацией 30-56 мас.% при соотношении Т : Ж =1:10 при температуре 170-180°C при давлении 5-10 атм в течение 2-3 ч, для последующего выделения радионуклидов применяют твердые экстрагенты.
Последовательность осуществления действий и операций по предлагаемому способу дезактивации руд, рудных и техногенных концентратов иллюстрируется принципиальной технологической схемой, представленной на фиг. 1. Приложения.
В зависимости от химического и минералогического состава руд, рудных и техногенных концентратов в качестве выщелачивателей применяют следующие реагенты: раствор серной кислоты по ГОСТ 2184-77, раствор азотной кислоты по ГОСТ 4461-77 или раствор гидроксида натрия по ГОСТ 4328-77.
В таблицах 1-5 Приложения представлены опытные результаты выщелачивания рудных концентратов различными выщелачивателями.
Установлено, что при концентрации выщелачивателя меньше рекомендуемой нижней границы интервала не происходит достаточное выщелачивание, а при использовании концентрации выше верхней границы интервала очевиден перерасход выщелачивателя и реагентов на нейтрализацию продуктивных растворов.
Рекомендуемые соотношения Т : Ж позволяют получить пульпу необходимой подвижности и высокой плотности, пригодной для последующего извлечения целевых элементов.
Поддержание концентрации выщелачивателя под давлением 5-10 атм приводит к повышению скорости и глубины вскрытия руд, рудных и техногенных концентратов и снижению времени осуществления процесса, а также позволяет уменьшить расход выщелачивателя.
Увеличение времени и температуры выщелачивания более рекомендуемых значений нецелесообразно, так как при этом степень извлечения остается практически неизменной, а энергозатраты существенно увеличиваются.
После выщелачивания последующее селективное извлечение радионуклидов проводят комплексом химических и физико-химических методов в зависимости от типа исходных руд, рудных и техногенных концентратов. На стадиях дезактивации I используются: при сернокислотном выщелачивании - метод осаждения двойных сульфатов РЗЭ и натрия или метод ступенчатой нейтрализации, при щелочном выщелачивании - оксалатный метод, при азотнокислотном выщелачивании - фторидный метод. На стадиях дезактивации II используются: при сернокислотном и щелочном выщелачивании - метод соосаждения, при азотнокислотном выщелачивании - метод экстракции. На стадиях дезактивации III используются: при сернокислотном и щелочном выщелачивании - метод ионного обмена.
Выбор вышеперечисленных условий, последовательность операций, режимы и параметры осуществления процесса (температура, время и т.п.) был сделан на основании анализа результатов исследования и сравнительных данных, полученных в результате испытаний различных вариантов технологической схемы дезактивации.
Таким образом, разработанный способ позволяет существенно повысить степень дезактивации за счет применения определенного для каждого случая комплекса химических и физико-химических процессов.
Способ поясняется примерами.
Пример 1. Дезактивация рудного концентрата - монацитовый концентрат
Вскрытие монацита 93%-ной серной кислотой проводили при температуре от 230 до 250°C. При более низкой температуре происходит неполное извлечение сульфатов РЗМ, при более высокой температуре образуется нерастворимый в серной кислоте пирофосфат тория, попадающий в отвал.
Поэтому тщательно контролировали температуру реакции и не допускали перегрева. Расход серной кислоты зависит от состава концентрата и составляет примерно 1,5-2 т на 1 т монацита.
Навеску монацитового концентрата массой 20 г тщательно растирали в фарфоровой ступке и при непрерывном перемешивании небольшими порциями вносили в керамический стакан с концентрированной серной кислотой (соотношение Т : Ж =1:2). Серную кислоту предварительно нагревали до 200°C на песчаной бане. Образовавшуюся суспензию выдерживали в течение 2 ч при 230°C, при этом наблюдали практически полное разложение монацита. Сульфатизация сопровождалась выделением большого количества паров SO3 и радиоактивного газа торона.
После окончания разложения пастообразную реакционную массу охлаждали и выщелачивали 400 мл холодной воды для обеспечения полного перевода в раствор сульфатов РЗЭ, тория и урана. Поскольку растворимость сульфатов РЗЭ снижается при увеличении температуры, то выщелачивание проводили холодной водой, в конце процесса температура не превышала 25°C.
Нерастворенный осадок отфильтровывали от раствора. В раствор кроме РЗЭ и Th переходят H3PO4, избыточная H2SO4, примеси, находившиеся в концентрате: Mg, Al, Ti, Fe, U и др., в нерастворившемся остатке - ZrSiO4, TiO2, SiO2⋅nH2O, неразложившийся монацит. Кроме того, раствор содержал значительную часть радиоактивных дочерних продуктов распада Th и U. Масса нерастворенного твердого остатка составила 9,40 г. Результаты анализа полученного раствора выщелачивания и твердого остатка представлены в таблице 6. Степень извлечения РЗЭ составила ~97%, а радионуклидов >95%.
Для удаления радионуклидов, выделения РЗЭ и регенерации серной кислоты, сернокислый раствор направили на переработку с осаждением двойных сульфатов РЗЭ и натрия (стадия дезактивации I). Схема процесса осаждения путем обработки сернокислых растворов с первоначальным выделением безводного сульфата тория показана на фиг. 2 Приложения.
К раствору тонкой струйкой при перемешивании добавляли концентрированную H2SO4 (0,3 объема кислоты на 1 объем раствора), предварительно нагретую до 150°C, после чего раствор нагревали до 200°C. Выпавший осадок Th(SO4)2 вместе с частью осаждающихся сульфатов лантаноидов отделяли на фильтре из пористого стекла и промывали холодной концентрированной серной кислотой. Кислота после промывки возвращалась на операцию осаждения сульфата тория.
Полученный осадок безводного сульфата растворяли в минимальном количестве воды и из раствора осаждали аммиаком гидроксид тория Th(OH)4. Смесь нагревали до 50°C, осадок фильтровали и промывали для удаления сульфат-ионов. Общее извлечение тория в концентрат составило 90%.
В полученном по этой схеме ториевом концентрате соотношение ThO2:Ln2O3 составляло 1:1,3. Из этого следует, что при осаждении безводного Th(SO4)2 также выделяется значительная часть сульфатов РЗМ.
Из маточных растворов после выделения сульфата тория редкоземельные элементы выделяли в виде двойных сульфатов.
Сульфат натрия (в виде измельченного порошка) медленно вводили в раствор при непрерывном перемешивании. Затем выпавший мелкокристаллический осадок двойных сульфатов отделяли от раствора фильтрацией.
Осадок двойных сульфатов редких земель, содержащий около 50% тория от исходного концентрата, обрабатывали раствором едкого натра при нагревании, как рассматривалось выше. Образующиеся при этом гидроокиси отфильтровывали и промывали водой. Далее гидроксиды направляли на извлечение РЗМ и тория. Фильтрат, содержащий сульфат натрия, использовали в следующем цикле для осаждения двойных сульфатов.
Для извлечения микроколичеств радионуклидов из раствора (стадия дезактивации II), полученного после отделения осадка, применяли метод соосаждения с гидроксидом железа (III). Носитель - гидроксид железа (III) получали в щелочной среде из добавляемого хлорида железа (III) по реакции:
FeCl3+3NH3+3Н2O→Fe(OH)3↓+3NH4Cl.
Торий и уран сорбировались на образующемся Fe(OH)3 и соосаждались с осадком.
Раствор, содержащий радионуклиды и РЗЭ, помещали в выпарной аппарат, нагревали до кипения и кипятили до отбора дистиллята на уровне от 50 до 80% от исходного объема раствора.
После этого сорбционное доизвлечение радионуклидов (стадия дезактивации III) осуществляли пропусканием раствора через ионит АМаМ (ТУ 2227-034-02069318-2014). Остаточная активность фильтрата после дезактивации не превышает 6 Бк/кг.
Пример 2 Дезактивация апатитового сырья
Разложение измельченного образца апатитового сырья серной кислотой с концентрацией 20-95 мас. % проводили при температуре 70-80°C в течение 5-6 часов при Т : Ж =3:1, степень разложения фосфатов составила 98%. При этом 25-30% РЗЭ остается в экстракционной фосфорной кислоте, а остальная их часть остается в твердой фазе (фосфогипсе), изоморфно замещая Ca в кристаллический решетке гипса.
Элементный состав полученного раствора выщелачивания и нерастворенного остатка показан в таблице 7. Приложения. Степень извлечения РЗЭ составила ~70%, а радионуклидов 73%.
Для удаления радионуклидов из полученного раствора применяли метод ступенчатой нейтрализации с выделением малорастворимых пирофосфатов. Раствор нагревали до кипения и при интенсивном перемешивании нейтрализовали аммиаком до pH=1.0. При этих условиях около 99% тория выделилось в составе малорастворимого пирофосфата тория ThP2O7. Вместе с торием соосаждалось 5-8% лантаноидов от их исходного содержания в растворе. После отделения фосфатного осадка, в раствор добавляли аммиак до рН=2.3, при этом в осадок выпадало около 80% РЗЭ в виде гидрофосфатов типа Ln2(HPO4)3⋅xH2O и двойных сульфатов с аммонием NH4Ln(SO4)2⋅xH2O.
Осадок фосфатов и двойных сульфатов РЗЭ подвергали конверсии в гидроксиды обработкой концентрированным раствором NaOH; гидроксиды растворяли в азотной кислоте и направляли на экстракционное разделение.
Фильтрат, содержащий небольшое количество РЗЭ и уран, нейтрализовали аммиаком до рН=6.0 для осаждения гидроксида урана вместе с оставшимися в растворе лантаноидами. Осадок содержал до 1% урана и представлял собой концентрат, направляемый на извлечение урана.
Осадок выщелачивали содовым раствором, растворяющим только уран, и из этого щелока осаждали едким натром конечный продукт, содержащий 70-80% U3O8.
Пример 3. Дезактивация рудного концентрата - ортитовый концентрат
Ортит - минерал группы энидота, силикат РЗЭ, Ca, Fe и Al. Содержание РЗЭ до 25-30%, в том числе содержание элементов среднетяжелой группы РЗЭ - до 10%; присутствует до 1,7% ThO2.
Навеску ортитового концентрата массой 20 г тщательно растирали в фарфоровой ступке и при непрерывном перемешивании небольшими порциями вносили в керамический стакан с концентрированной серной кислотой (соотношение Т : Ж =1:2). Серную кислоту предварительно нагревали до 200°C на песочной бане. Образовавшуюся суспензию выдерживали в течение 2 ч при 230°C. При этом наблюдали неполное разложение ортита.
После окончания разложения пастообразную реакционную массу охлаждали и выщелачивали 400 мл холодной воды для обеспечения полного перевода в раствор сульфатов РЗЭ, тория и урана.
Раствор фильтровали. Масса нерастворенного остатка составила 17,61 г.
Результаты анализа элементного состава полученного раствора и исходного образца ортита представлены в таблице 8. Степень извлечения РЗЭ составила ~52%, а радионуклидов около 50%.
Для удаления радионуклидов, выделения РЗЭ и регенерации серной кислоты сернокислый раствор направили на переработку с осаждением двойных сульфатов РЗЭ и натрия (стадия дезактивации I). Для извлечения микроколичеств радионуклидов из раствора (стадия дезактивации II), полученного после отделения осадка, применяли метод соосаждения с гидроксидом железа (III).
После этого сорбционное доизвлечение радионуклидов (стадия дезактивации III) осуществляли пропусканием раствора через ионит АМаМ (ТУ 2227-034-02069318-2014).
Пример 4. Дезактивация рудного концентрата - бастнезитовый концентрат
Бастнезит представляет собой фтор-карбонат церия и других РЗМ общей формулы (Ce, La, Pr)CO3F. Содержание тория в бастнезите может достигать 0,3%, урана около 0,09%.
Азотнокислотное разложение концентратов бастнезита выражается следующей реакцией:
Ln2O3+LnF3+9HNO3=3Ln(NO3)3+3HF+3H20.
Образцы бастнезитового сырья, содержащего до 10% Ln2O3, после прокаливания при 900°C в течение часа, и последующей закалке в течение 4 часов при 800°C, обрабатывали 56%-ной азотной кислотой, взятой в отношении Т : Ж =1:2,2 при температуре 90-100°C в течение 1-2 ч.
Результаты анализа полученного раствора выщелачивания и твердого нерастворенного остатка представлены в таблице 9. Степень извлечения РЗЭ составила ~77%, а радионуклидов ~70%.
Для выделения радионуклидов использовали фторидный метод (стадия дезактивации I). Осаждение фторидов проводили плавиковой кислотой в количестве 110% от стехиометрического необходимого при температуре 80-90°C в течение 1 часа. Избыток фторид-ионов необходим для перевода в нерастворимую форму положительно-заряженных ториевых фторидных комплексов. Отфильтрованные и промытые фториды обрабатывали 40%-ным раствором NaOH при 80-90°C в течение 1-2 ч (избыток - 200%). Осадок гидроксидов обрабатывали раствором HCl, так чтобы в конце фракционного растворения РЗЭ кислотность была 5 г/л. Торий в виде гидроксида оставался в осадке.
После этого экстракционное доизвлечение радионуклидов (стадия дезактивации II) из раствора, полученного после отделения осадка, осуществляли с помощью твердых экстрагентов.
Пример 5. Дезактивация рудного концентрата - лопаритовый концентрат
Химический состав лопарита непостоянный, содержание диоксида титана изменяется в пределах 36-40%, пентаоксида ниобия - 6-15%, пентаоксида тантала - 0,6-0,8%. Содержание Σ оксидов РЗМ достигает 34%, в среднем составляя ~29%. Образцы лопаритового сырья измельчали до крупности частиц 0,075 мм. Процесс вскрытия образцов лопаритового сырья осуществляли в избытке концентрированной азотной кислоты при соотношении Т : Ж =1:2, при температуре 150-170°C и давлении 5-10 атм в течение 2-3 ч. Разложение происходило на 97%, при этом натрий, кальций, торий, РЗМ переходили в азотнокислый раствор, а осадок - гидратный кек тугоплавких металлов.
Затем азотнокислую пульпу гидратного кека разбавляли водой и охлаждали. После охлаждения осуществляли фильтрацию раствора азотнокислой пульпы гидратного кека и последующую его отмывку чистой водой от азотнокислых растворов редкоземельных элементов и примесей. В результате фильтрации получают гидратный кек окислов тугоплавких металлов и азотнокислый раствор редкоземельных элементов.
Результаты анализа полученного раствора выщелачивания и твердого нерастворенного остатка представлены в таблице 10. Степень извлечения РЗЭ составила ~92%, а радионуклидов 94±2%.
После этого экстракционное доизвлечение радионуклидов (стадия дезактивации I) из полученного раствора выщелачивания осуществляли с помощью твердых экстрагентов.
Таким образом, предлагаемый способ содержит универсальный подход для обработки различных видов руд и концентратов с целью дезактивации путем их глубокой переработки в зависимости от применяемого выщелачивателя. Это дает возможность выбора режима обработки в зависимости от существующих условий и возможностей предприятия занимающегося детоксикацией различных видов сырья. Также изобретение позволяет увеличить степень дезактивации до установленных норм за счет повышения степени извлечения радионуклидов из руд, рудных и техногенных концентратов.
Источники информации
1. Современные методы разделения и определения радиоактивных элементов. М.: Наука, 1989. 312 с.
2. Химия и технология редких и рассеянных элементов, ч. II / Под ред. Большакова К.А. М.: Высшая школа, 1976, 360 с.
Приложение
Фиг. 1 - Принципиальная технологическая схема дезактивации руд, рудных и техногенных концентратов
Фиг. 2 - Схема обработки сернокислых растворов с первоначальным выделением безводного сульфата тория
Таблица 1. Степени извлечения элементов и радионуклидов при выщелачивании монацитового сырья.
Таблица 2. Степени извлечения элементов и радионуклидов при выщелачивании ортитового сырья.
Таблица 3. Степени извлечения элементов и радионуклидов при выщелачивании бастнезитового сырья.
Таблица 4. Степени извлечения элементов и радионуклидов при выщелачивании лопаритового сырья.
Таблица 5. Степени извлечения элементов и радионуклидов при выщелачивании апатитового сырья.
Таблица 6. Элементный состав раствора выщелачивания и твердого остатка монацита.
Таблица 7. Состав раствора выщелачивания и нерастворенного остатка.
Таблица 8. Элементный состав раствора выщелачивания и исходного образца ортита.
Таблица 9. Элементный состав раствора выщелачивания и нерастворенного остатка.
Таблица 10. Элементный состав раствора выщелачивания и остатка.
Figure 00000001
Figure 00000002
Figure 00000003
Figure 00000004
Figure 00000005
Figure 00000006
Figure 00000007
Figure 00000008
Figure 00000009
Figure 00000010
Figure 00000011
Figure 00000012
Figure 00000013
Figure 00000014
Figure 00000015
Figure 00000016
Figure 00000017
Figure 00000018

Claims (7)

1. Способ дезактивации рудных и техногенных концентратов, включающий обработку раствором выщелачивателя с получением пульпы, состоящей из твердой и жидкой фаз, отделение фильтрацией жидкой фазы от твердой, состоящей из нерастворимых остатков концентрата, с последующим селективным извлечением радионуклидов из жидкой фазы, отличающийся тем, что в качестве выщелачивателя используют серную кислоту с концентрацией 20-95 мас.% при соотношении Т:Ж=1:(1,5-3) при температуре 70-300°С в течение 2-6 ч, селективное извлечение радионуклидов из жидкой фазы проводят в три стадии, на первой стадии осаждением двойных сульфатов РЗЭ и натрия или ступенчатой нейтрализацией, на второй стадии - соосаждением, на третьей стадии - ионным обменом.
2. Способ по п. 1, отличающийся тем, что для дезактивации рудного концентрата монацитового сырья, содержащего в основном Се, La, Th, Са, в качестве выщелачивателя используют серную кислоту с концентрацией 93-95 мас.% при соотношении Т:Ж=1:2 при температуре 230-250°С в течение 2-3 ч, для последующего выделения радионуклидов используют осаждение двойных сульфатов РЗЭ и натрия путем добавления предварительно нагретого до 150°С раствора концентрированной серной кислоты в количестве 0,3 объема кислоты на 1 объем раствора при нагревании до 200°С, в качестве соосадителя используют хлорид железа (III), с последующим сорбционным доизвлечением радионуклидов с помощью ионитов.
3. Способ по п. 1, отличающийся тем, что для дезактивации концентрата ортитового сырья, содержащего в основном Са, Се, La, Al, Fe, в качестве выщелачивателя используют серную кислоту с концентрацией 93-95 мас.% при соотношении Т:Ж=1:2 при температуре 230-235°С в течение 2 ч, для выделения радионуклидов используют осаждение двойных сульфатов РЗЭ и натрия путем добавления предварительно нагретого до 150°С раствора концентрированной серной кислоты, содержащего 0,3 объема кислоты на 1 объем раствора, при нагревании до 200°С, в качестве соосадителя - хлорид железа (III), сорбционное доизвлечение радионуклидов осуществляют с помощью ионитов.
4. Способ по п. 1, отличающийся тем, что для дезактивации рудного концентрата бастнезитового сырья, содержащего в основном Се, La, Pr, в качестве выщелачивателя используют серную кислоту с концентрацией 93-95 мас.% при соотношении Т:Ж=1:1,5 при температуре 250-300°С в течение 2-3 ч.
5. Способ по п. 1, отличающийся тем, что для дезактивации рудного концентрата лопаритового сырья, содержащего в основном Na, Се, Са, Sr, Th, Ti, Nb, Fe, в качестве выщелачивателя используют серную кислоту с концентрацией 93-95 мас.% при соотношении Т:Ж=1:3 при температуре 250-280°С в течение 2-3 ч.
6. Способ по п. 1, отличающийся тем, что для дезактивации рудного концентрата апатитового сырья, содержащего в основном Са, в качестве выщелачивателя используют серную кислоту с концентрацией 20-95 мас.% при соотношении Т:Ж=1:3 при температуре 70-80°С в течение 5-6 ч, для последующего выделения радионуклидов используют ступенчатую нейтрализацию с выделением малорастворимых пирофосфатов путем добавления раствора аммиака до pH=1,0.
7. Способ по п. 1, отличающийся тем, что для дезактивации рудного концентрата в виде техногенного концентрата добычи циркон-ильменитовых руд, содержащих в основном Се, La, Са, Th, в качестве выщелачивателя используют серную кислоту с концентрацией 93-95 мас.% при соотношении Т:Ж=1:2 при температуре 230-250°С в течение 2-3 ч, а для последующего выделения радионуклидов используют осаждение двойных сульфатов РЗЭ и натрия путем добавления предварительно нагретого до 150°С раствора концентрированной серной кислоты в количестве 0,3 объема кислоты на 1 объем раствора при нагревании до 200°С, в качестве соосадителя используют хлорид железа (III) с последующим сорбционным доизвлечением радионуклидов с помощью ионитов.
RU2015133713A 2015-08-10 2015-08-10 Способ дезактивации руд, рудных и техногенных концентратов RU2626264C2 (ru)

Priority Applications (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
RU2015133713A RU2626264C2 (ru) 2015-08-10 2015-08-10 Способ дезактивации руд, рудных и техногенных концентратов

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
RU2015133713A RU2626264C2 (ru) 2015-08-10 2015-08-10 Способ дезактивации руд, рудных и техногенных концентратов

Related Child Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
RU2017110177A Division RU2017110177A (ru) 2017-08-24 2017-08-24 Способ дезактивации руд, рудных и техногенных концентратов

Publications (2)

Publication Number Publication Date
RU2015133713A RU2015133713A (ru) 2017-02-14
RU2626264C2 true RU2626264C2 (ru) 2017-07-25

Family

ID=59495723

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
RU2015133713A RU2626264C2 (ru) 2015-08-10 2015-08-10 Способ дезактивации руд, рудных и техногенных концентратов

Country Status (1)

Country Link
RU (1) RU2626264C2 (ru)

Citations (7)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US3813464A (en) * 1968-09-04 1974-05-28 Allied Chem Method of dissolving spent nuclear fuel
US4832924A (en) * 1986-12-26 1989-05-23 Doryokuro Kakunenryo Kaihatsu Jigyodan Process for producing uranium oxides
CN1118337A (zh) * 1995-06-30 1996-03-13 中国核动力研究设计院 用硝酸溶解u3o8的新工艺
EP1041578A2 (en) * 1999-03-24 2000-10-04 General Electric Company Process for converting uranium metal alloys to UO2 powder and pellets
RU2003109209A (ru) * 2002-06-21 2004-12-20 Открытое акционерное общество "Ульбинский металлургический завод" Способ переработки химического концентрата природного урана
RU2246773C2 (ru) * 2003-04-28 2005-02-20 ООО Научно-производственная экологическая фирма "ЭКО-технология" Способ переработки и дезактивации отходов производства редких и редкоземельных металлов
RU2007130841A (ru) * 2007-08-13 2009-02-20 Федеральное государственное унитарное предпри тие "Сибирский химический комбинат" (RU) Способ переработки концентратов природного урана

Family Cites Families (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
RU2315716C2 (ru) * 2002-06-21 2008-01-27 Открытое акционерное общество "Ульбинский металлургический завод" Способ переработки химического концентрата природного урана

Patent Citations (7)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US3813464A (en) * 1968-09-04 1974-05-28 Allied Chem Method of dissolving spent nuclear fuel
US4832924A (en) * 1986-12-26 1989-05-23 Doryokuro Kakunenryo Kaihatsu Jigyodan Process for producing uranium oxides
CN1118337A (zh) * 1995-06-30 1996-03-13 中国核动力研究设计院 用硝酸溶解u3o8的新工艺
EP1041578A2 (en) * 1999-03-24 2000-10-04 General Electric Company Process for converting uranium metal alloys to UO2 powder and pellets
RU2003109209A (ru) * 2002-06-21 2004-12-20 Открытое акционерное общество "Ульбинский металлургический завод" Способ переработки химического концентрата природного урана
RU2246773C2 (ru) * 2003-04-28 2005-02-20 ООО Научно-производственная экологическая фирма "ЭКО-технология" Способ переработки и дезактивации отходов производства редких и редкоземельных металлов
RU2007130841A (ru) * 2007-08-13 2009-02-20 Федеральное государственное унитарное предпри тие "Сибирский химический комбинат" (RU) Способ переработки концентратов природного урана

Also Published As

Publication number Publication date
RU2015133713A (ru) 2017-02-14

Similar Documents

Publication Publication Date Title
RU2595178C2 (ru) Способ извлечения редкоземельных элементов и редких металлов
RU2579843C2 (ru) Способы обработки красного шлама
US11091819B2 (en) Extraction of metals from metallic compounds
EP2964794B1 (en) A method for re-extraction of rare-earth metals from organic solutions and preparing concentrate of rare-earth metals
US3104950A (en) Process for the separation of iron and titanium values by extraction and the subsequent preparation of anhydrous titanium dopxode
NO900970L (no) Fremgangsmaate for behandling av sjeldne jordartsmineraler.
CA2205482A1 (en) Metal and fluorine values recovery from mineral ore treatment
EP3526353B1 (en) Process for the preparation of a concentrate of metals, rare metals and rare earth metals from residues of alumina production by bayer process or from materials with a chemical composition similar to said residues, and refinement of the concentrate so obtained
US20160016798A1 (en) A method for purification of circulating leaching solutions from phosphates and fluorides
US4241027A (en) Reductive stripping process for the recovery of either or both uranium and vanadium
US3206276A (en) Process for recovery of pure v2o5 from vanadium bearing materials
US5273725A (en) Metal and fluorine values recovery from mineral ore treatment
CA2596708C (en) Chemical beneficiation of raw material, containing tantalum-niobium
RU2626264C2 (ru) Способ дезактивации руд, рудных и техногенных концентратов
US5384105A (en) Metal and fluorine values recovery from mineral ore treatment
US4964996A (en) Liquid/liquid extraction of rare earth/cobalt values
JPH0514013B2 (ru)
Bril Mass extraction and separation
CN108913876A (zh) 一种稀土矿微波分解-高酸浸出提取高纯铈的方法
RU2147621C1 (ru) Способ получения окислов тугоплавких металлов из лопаритового концентрата
RU2576978C1 (ru) Способ переработки железосодержащих монацитовых концентратов
RU2145980C1 (ru) Способ переработки лопаритового концентрата
RU2149912C1 (ru) Способ получения окислов тугоплавких металлов из лопаритового концентрата
SILICATES The only notable example of caustic leaching of silicate-type ore is that of dissolution
RU2242528C2 (ru) Способ вскрытия монацитового концентрата

Legal Events

Date Code Title Description
FA92 Acknowledgement of application withdrawn (lack of supplementary materials submitted)

Effective date: 20170404

FZ9A Application not withdrawn (correction of the notice of withdrawal)

Effective date: 20170519

HE9A Changing address for correspondence with an applicant