RU2674527C1 - Способ извлечения редкоземельных металлов из продуктивных растворов при сернокислотном выщелачивании урановых руд - Google Patents
Способ извлечения редкоземельных металлов из продуктивных растворов при сернокислотном выщелачивании урановых руд Download PDFInfo
- Publication number
- RU2674527C1 RU2674527C1 RU2018117629A RU2018117629A RU2674527C1 RU 2674527 C1 RU2674527 C1 RU 2674527C1 RU 2018117629 A RU2018117629 A RU 2018117629A RU 2018117629 A RU2018117629 A RU 2018117629A RU 2674527 C1 RU2674527 C1 RU 2674527C1
- Authority
- RU
- Russia
- Prior art keywords
- solution
- rare
- earth metals
- rem
- concentrate
- Prior art date
Links
- 229910052761 rare earth metal Inorganic materials 0.000 title claims abstract description 123
- 150000002910 rare earth metals Chemical class 0.000 title claims abstract description 89
- QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N Sulfuric acid Chemical compound OS(O)(=O)=O QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N 0.000 title claims abstract description 48
- 229910052770 Uranium Inorganic materials 0.000 title claims abstract description 34
- JFALSRSLKYAFGM-UHFFFAOYSA-N uranium(0) Chemical compound [U] JFALSRSLKYAFGM-UHFFFAOYSA-N 0.000 title claims abstract description 33
- 238000000034 method Methods 0.000 title claims abstract description 25
- 238000002386 leaching Methods 0.000 title claims abstract description 18
- 239000012141 concentrate Substances 0.000 claims abstract description 43
- 239000012535 impurity Substances 0.000 claims abstract description 40
- 238000001179 sorption measurement Methods 0.000 claims abstract description 32
- 238000001556 precipitation Methods 0.000 claims abstract description 31
- QGZKDVFQNNGYKY-UHFFFAOYSA-N Ammonia Chemical compound N QGZKDVFQNNGYKY-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 27
- 238000003795 desorption Methods 0.000 claims abstract description 25
- BFNBIHQBYMNNAN-UHFFFAOYSA-N ammonium sulfate Chemical compound N.N.OS(O)(=O)=O BFNBIHQBYMNNAN-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 16
- 229910052921 ammonium sulfate Inorganic materials 0.000 claims abstract description 16
- 235000011130 ammonium sulphate Nutrition 0.000 claims abstract description 16
- 229910021529 ammonia Inorganic materials 0.000 claims abstract description 13
- 150000001768 cations Chemical class 0.000 claims abstract description 12
- NLXLAEXVIDQMFP-UHFFFAOYSA-N Ammonium chloride Substances [NH4+].[Cl-] NLXLAEXVIDQMFP-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 11
- VHUUQVKOLVNVRT-UHFFFAOYSA-N Ammonium hydroxide Chemical compound [NH4+].[OH-] VHUUQVKOLVNVRT-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 11
- GRYLNZFGIOXLOG-UHFFFAOYSA-N Nitric acid Chemical compound O[N+]([O-])=O GRYLNZFGIOXLOG-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 11
- 235000011114 ammonium hydroxide Nutrition 0.000 claims abstract description 11
- 229910017604 nitric acid Inorganic materials 0.000 claims abstract description 11
- 238000000926 separation method Methods 0.000 claims abstract description 9
- 239000001099 ammonium carbonate Substances 0.000 claims abstract description 8
- CWYNVVGOOAEACU-UHFFFAOYSA-N Fe2+ Chemical compound [Fe+2] CWYNVVGOOAEACU-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 7
- 239000002594 sorbent Substances 0.000 claims abstract description 7
- ATRRKUHOCOJYRX-UHFFFAOYSA-N Ammonium bicarbonate Chemical compound [NH4+].OC([O-])=O ATRRKUHOCOJYRX-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 6
- 239000002253 acid Substances 0.000 claims abstract description 6
- 229920006395 saturated elastomer Polymers 0.000 claims abstract description 4
- 230000008929 regeneration Effects 0.000 claims abstract description 3
- 238000011069 regeneration method Methods 0.000 claims abstract description 3
- NWUYHJFMYQTDRP-UHFFFAOYSA-N 1,2-bis(ethenyl)benzene;1-ethenyl-2-ethylbenzene;styrene Chemical compound C=CC1=CC=CC=C1.CCC1=CC=CC=C1C=C.C=CC1=CC=CC=C1C=C NWUYHJFMYQTDRP-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 22
- 239000003729 cation exchange resin Substances 0.000 claims description 20
- 230000008021 deposition Effects 0.000 claims description 10
- 239000012452 mother liquor Substances 0.000 claims description 7
- QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-L Sulfate Chemical compound [O-]S([O-])(=O)=O QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-L 0.000 claims description 5
- QGZKDVFQNNGYKY-UHFFFAOYSA-O Ammonium Chemical compound [NH4+] QGZKDVFQNNGYKY-UHFFFAOYSA-O 0.000 claims description 4
- 229910000013 Ammonium bicarbonate Inorganic materials 0.000 claims description 3
- 235000012538 ammonium bicarbonate Nutrition 0.000 claims description 3
- 238000011084 recovery Methods 0.000 claims description 2
- BVKZGUZCCUSVTD-UHFFFAOYSA-L Carbonate Chemical compound [O-]C([O-])=O BVKZGUZCCUSVTD-UHFFFAOYSA-L 0.000 claims 1
- 238000000605 extraction Methods 0.000 abstract description 11
- 235000012501 ammonium carbonate Nutrition 0.000 abstract description 5
- 230000002378 acidificating effect Effects 0.000 abstract description 4
- 238000009854 hydrometallurgy Methods 0.000 abstract description 2
- 229910052751 metal Inorganic materials 0.000 abstract description 2
- 239000002184 metal Substances 0.000 abstract description 2
- 150000002739 metals Chemical class 0.000 abstract description 2
- 230000000694 effects Effects 0.000 abstract 1
- 238000005272 metallurgy Methods 0.000 abstract 1
- 239000000126 substance Substances 0.000 abstract 1
- 239000000243 solution Substances 0.000 description 71
- 239000002244 precipitate Substances 0.000 description 14
- XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N water Substances O XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 14
- XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N Iron Chemical compound [Fe] XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 13
- 238000005406 washing Methods 0.000 description 9
- 229910052782 aluminium Inorganic materials 0.000 description 7
- 229910052742 iron Inorganic materials 0.000 description 7
- XAGFODPZIPBFFR-UHFFFAOYSA-N aluminium Chemical compound [Al] XAGFODPZIPBFFR-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 6
- 239000000203 mixture Substances 0.000 description 6
- 239000000047 product Substances 0.000 description 6
- 239000000706 filtrate Substances 0.000 description 5
- 239000008235 industrial water Substances 0.000 description 5
- CDBYLPFSWZWCQE-UHFFFAOYSA-L Sodium Carbonate Chemical compound [Na+].[Na+].[O-]C([O-])=O CDBYLPFSWZWCQE-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 4
- 230000002285 radioactive effect Effects 0.000 description 4
- 239000007787 solid Substances 0.000 description 4
- 238000003756 stirring Methods 0.000 description 4
- -1 uranium peroxide Chemical class 0.000 description 4
- 230000009471 action Effects 0.000 description 3
- 238000001914 filtration Methods 0.000 description 3
- 238000002360 preparation method Methods 0.000 description 3
- KRHYYFGTRYWZRS-UHFFFAOYSA-M Fluoride anion Chemical compound [F-] KRHYYFGTRYWZRS-UHFFFAOYSA-M 0.000 description 2
- MHAJPDPJQMAIIY-UHFFFAOYSA-N Hydrogen peroxide Chemical compound OO MHAJPDPJQMAIIY-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- GQPLMRYTRLFLPF-UHFFFAOYSA-N Nitrous Oxide Chemical compound [O-][N+]#N GQPLMRYTRLFLPF-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- XUIMIQQOPSSXEZ-UHFFFAOYSA-N Silicon Chemical compound [Si] XUIMIQQOPSSXEZ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 239000007864 aqueous solution Substances 0.000 description 2
- 230000007423 decrease Effects 0.000 description 2
- 238000005516 engineering process Methods 0.000 description 2
- 150000002500 ions Chemical class 0.000 description 2
- 238000004519 manufacturing process Methods 0.000 description 2
- 238000005065 mining Methods 0.000 description 2
- 230000001376 precipitating effect Effects 0.000 description 2
- 239000011347 resin Substances 0.000 description 2
- 229920005989 resin Polymers 0.000 description 2
- 238000004062 sedimentation Methods 0.000 description 2
- 229910052710 silicon Inorganic materials 0.000 description 2
- 239000010703 silicon Substances 0.000 description 2
- 239000002002 slurry Substances 0.000 description 2
- 229910000029 sodium carbonate Inorganic materials 0.000 description 2
- 230000008719 thickening Effects 0.000 description 2
- PAWQVTBBRAZDMG-UHFFFAOYSA-N 2-(3-bromo-2-fluorophenyl)acetic acid Chemical compound OC(=O)CC1=CC=CC(Br)=C1F PAWQVTBBRAZDMG-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- OYPRJOBELJOOCE-UHFFFAOYSA-N Calcium Chemical compound [Ca] OYPRJOBELJOOCE-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- VTLYFUHAOXGGBS-UHFFFAOYSA-N Fe3+ Chemical compound [Fe+3] VTLYFUHAOXGGBS-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- MUBZPKHOEPUJKR-UHFFFAOYSA-N Oxalic acid Chemical compound OC(=O)C(O)=O MUBZPKHOEPUJKR-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 229910019142 PO4 Inorganic materials 0.000 description 1
- OAICVXFJPJFONN-UHFFFAOYSA-N Phosphorus Chemical compound [P] OAICVXFJPJFONN-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 238000009825 accumulation Methods 0.000 description 1
- 230000004913 activation Effects 0.000 description 1
- 239000003513 alkali Substances 0.000 description 1
- 230000015572 biosynthetic process Effects 0.000 description 1
- 239000011575 calcium Substances 0.000 description 1
- 229910052791 calcium Inorganic materials 0.000 description 1
- PASHVRUKOFIRIK-UHFFFAOYSA-L calcium sulfate dihydrate Chemical compound O.O.[Ca+2].[O-]S([O-])(=O)=O PASHVRUKOFIRIK-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 1
- 230000008859 change Effects 0.000 description 1
- 239000003153 chemical reaction reagent Substances 0.000 description 1
- 238000004132 cross linking Methods 0.000 description 1
- 230000002542 deteriorative effect Effects 0.000 description 1
- 230000018109 developmental process Effects 0.000 description 1
- 238000006073 displacement reaction Methods 0.000 description 1
- 239000012467 final product Substances 0.000 description 1
- 239000010440 gypsum Substances 0.000 description 1
- 229910052602 gypsum Inorganic materials 0.000 description 1
- 150000004679 hydroxides Chemical class 0.000 description 1
- 239000000543 intermediate Substances 0.000 description 1
- 239000003456 ion exchange resin Substances 0.000 description 1
- 229920003303 ion-exchange polymer Polymers 0.000 description 1
- 239000001272 nitrous oxide Substances 0.000 description 1
- 230000008520 organization Effects 0.000 description 1
- 239000010452 phosphate Substances 0.000 description 1
- 239000011574 phosphorus Substances 0.000 description 1
- 229910052698 phosphorus Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000012716 precipitator Substances 0.000 description 1
- 239000002994 raw material Substances 0.000 description 1
- 239000013049 sediment Substances 0.000 description 1
- 150000003462 sulfoxides Chemical class 0.000 description 1
- 150000003467 sulfuric acid derivatives Chemical class 0.000 description 1
- 229910021653 sulphate ion Inorganic materials 0.000 description 1
Classifications
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B59/00—Obtaining rare earth metals
Landscapes
- Engineering & Computer Science (AREA)
- Chemical & Material Sciences (AREA)
- Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
- Environmental & Geological Engineering (AREA)
- General Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
- Geology (AREA)
- Manufacturing & Machinery (AREA)
- Materials Engineering (AREA)
- Mechanical Engineering (AREA)
- Metallurgy (AREA)
- Organic Chemistry (AREA)
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Abstract
Изобретение относится к гидрометаллургии редких металлов, в частности к способу извлечения редкоземельных металлов (далее РЗМ) из продуктивных растворов при сернокислотном выщелачивании урановых руд. Способ извлечения РЗМ включает сорбцию РЗМ на сильнокислотном катионите, регенерацию насыщенного сорбента и осаждение концентрата РЗМ из десорбата. При этом возвратный раствор сорбции урана пропускают через сильнокислотный катионит, последовательно осуществляют десорбцию примесей раствором серной кислоты и десорбцию РЗМ раствором сульфата аммония с разделением десорбата РЗМ на товарную и хвостовую фракции. Осаждение РЗМ из товарной фракции осуществляют в три стадии, при этом на первой стадии проводят осаждение РЗМ и примесей раствором аммиака при рН 7,3-7,8 с отделением от железа(II), которое оставляют в растворе. Полученный первичный концентрат растворяют в азотной кислоте, на второй стадии из азотнокислого раствора проводят осаждение примесей раствором аммиака при рН 4,5-5,0, на третьей стадии проводят осаждение концентрата РЗМ карбонатом аммония при рН 6,0-7,0. Техническим результатом является повышение извлечения РЗМ и снижение содержание примесей в концентрате РЗМ. 8 з.п. ф-лы, 2 табл., 1 пр.
Description
Изобретение относится к гидрометаллургии редких металлов, в частности, к способам извлечения редкоземельных металлов (далее РЗМ) из продуктивных растворов при сернокислотном выщелачивании урановых руд, например, способом скважинного подземного выщелачивания.
Известно, что при выщелачивании урановых руд, содержащих редкоземельные металлы, в продуктивные растворы переходит некоторое количество РЗМ. При этом накопления РЗМ в продуктах и полупродуктах основного уранового производства не происходит. Содержание РЗМ в продуктивных растворах подземного выщелачивания незначительны, однако, учитывая объемы переработки, возвратные растворы производства урана методом скважинного подземного выщелачивания являются перспективным источником РЗМ.
Известен способ переработки фосфополугидрата с получением концентрата редкоземельных металлов. Фосфополугидрат обрабатывают водным раствором, содержащим фтор-ион. Проводят выщелачивание серной кислотой с вытеснением и отделением содержащего фтор-ион водного раствора, а также с переводом РЗМ и примесных компонентов в раствор выщелачивания и получением слоя фосфополугидрата, насыщенного сернокислым раствором. Затем проводят вытеснение водой остаточного количества раствора серной кислоты с получением отмытого фосфополугидрата и раствора выщелачивания. Нейтрализуют фосфополугидрат кальцийсодержащим реагентом с получением гипсового продукта. Извлекают РЗМ и примесные компоненты из раствора выщелачивания сорбцией с использованием сульфоксидного катионита и образованием обедненного сернокислого раствора, проводят десорбцию РЗМ и примесных компонентов из насыщенного катионита путем его обработки раствором сульфата аммония с получением десорбата, осаждают РЗМ и примесные компоненты из десорбата аммоний содержащим осадителем в две стадии и отделяют осадок РЗМ. (см. патент РФ №2507276)
Способ предназначен для переработки фосфогипса, что ограничивает его применение используемым сырьем.
Известен способ получения урана и суммы РЗМ при сернокислотном выщелачивании урановых руд, в котором предлагается продуктивные урансодержащие растворы очищать от железа, алюминия, кремния и фосфора осаждением щелочью при рН 4,0-4,5, которая вырабатывается в диафрагменном электролизере при электрохимической активации маточного раствора осаждения урана. Осветленный раствор предполагается направить на осаждение урана, алюминия и РЗМ при рН 8,5-9,5, причем осадок в дальнейшем перерастворяется в растворе серной кислоты. Путем термогидролиза раствор очищается от алюминия и кремния, а уран осаждается пероксидом водорода с дальнейшим получением закиси-окиси. Маточник пероксидного осаждения урана направляется на оксалатное осаждение РЗМ с получением коллективного концентрата, (см. патент Республики Казахстан №25313)
В указанном способе приводится комплексная технология разработки урансодержащих руд. Однако организация попутной добычи РЗМ согласно этому способу на действующих уранодобывающих предприятиях приведет к масштабному изменению аппаратурно-технологической цепи и, соответственно, значительным затратам.
Наиболее близким по технической сущности к заявленному является способ извлечения суммы редкоземельных металлов при сернокислотном выщелачивании урановых руд (см. патент Республики Казахстан №29286).
Способ включает в себя сорбцию РЗМ на сильнокислотном макропористом сульфокатионите со степенью сшивки 10-42% с получением насыщенного по РЗМ ионита; десорбцию РЗМ маточным раствором осаждения РЗМ, прошедшим корректировку по содержанию нитрата аммония до концентрации 500-700 и азотной кислоты до концентрации 5-20 г/дм3, отмывку ионита технической водой и возвращение его на операцию сорбции, осаждение гидроксидов РЗМ из десорбата водным или газообразным аммиаком путем доведения рН до 8-9, сгущение, фильтрацию и промывку осадка гидроксидов РЗМ с использованием осветленных растворов сгущения и маточного раствора фильтрации для приготовления оборотного десорбирующего раствора.
Недостатком указанного способа является относительно низкая (~75%) сквозная степень извлечения РЗМ в конечный продукт, а также высокое содержание примесей, в частности железа, в получаемом концентрате.
Технической проблемой, на решение которой направлено заявленное изобретение, является создание способа извлечения редкоземельных металлов из продуктивных растворов при сернокислотном выщелачивании урановых руд с более высокой степенью извлечения РЗМ и пониженным содержанием примесей.
Техническая проблема решена путем создания способа извлечения редкоземельных металлов из продуктивных растворов при сернокислотном выщелачивании урановых руд, включающего в себя сорбцию РЗМ на сильнокислотном катионите, регенерацию насыщенного сорбента, осаждение концентрата РЗМ из десорбата, в котором, согласно изобретению, возвратный раствор сорбции урана пропускают через сильнокислотный катионит, последовательно осуществляют десорбцию примесей раствором серной кислоты и десорбцию РЗМ раствором сульфата аммония с разделением десорбата РЗМ на товарную и хвостовую фракции, осаждение РЗМ из товарной фракции осуществляют в три стадии, при этом на первой стадии проводят осаждение РЗМ и примесей раствором аммиака при рН=7,3-7,8 с отделением от железа(П), которое оставляют в растворе, полученный первичный концентрат растворяют в азотной кислоте, на второй стадии из азотнокислого раствора проводят осаждение примесей раствором аммиака при рН=4,5-5,0,на третьей стадии проводят осаждение концентрата РЗМ карбонатом аммония при рН=6,0-7,0.
Решению технической проблемы, способствует то, что возвратный сернокислый раствор после сорбции урана направляют на операцию сорбции РЗМ катеонитом, со скоростью 5 об/об катионит в час в течение 18-36 часов.
Решению технической проблемы также способствует то, что десорбцию примесей осуществляют раствором серной кислоты концентрацией 4-7 г/л, который подают со скоростью 1 об/об катионита в час в течение 2-х часов.
Решению технической проблемы также способствует то, что десорбцию РЗМ проводят раствором с концентрацией сульфата аммония 300-400 г/л, приготовленным на основе хвостовой фракции десорбата и маточника осаждения первичного концентрата.
Решению технической проблемы также способствует то, что десорбцию РЗМ осуществляют при пропускании десорбирующего раствора через катионит со скоростью 1 об/об катионит в час в течение 4-х часов.
Решению технической проблемы также способствует то, что при разделении десорбата, содержащего РЗМ, на товарную и хвостовую фракции первые 3 объема десорбата составляют товарную фракцию, последний 1 объем составляет хвостовую фракцию.
Решению технической проблемы также способствует то, что осаждение первичного концентрата проводят газообразным аммиаком.
Решению технической проблемы также способствует то, что осаждение примесей проводят газообразным аммиаком.
Решению технической проблемы также способствует то, что осаждение концентрата РЗМ проводят бикарбонатом аммония.
Техническим результатом изобретения является обеспечение более высокой степени извлечения РЗМ из продуктивных растворов при сернокислотном выщелачивании урановых руд с одновременным снижением содержания примесей.
Технический результат достигается тем, что возвратный сернокислый раствор после сорбции урана направляется на операцию сорбции РЗМ сильнокислотным катионитом, со скоростью 5 об/об ионита в час в течение 18-36 часов. Затем проводится десорбция примесей раствором серной кислоты, десорбция РЗМ раствором сульфата аммония, причем весь объем десорбата, содержащего РЗМ, делится на две фракции - товарную, содержащую до 95% общего количества десорбированных РЗМ, и хвостовую фракцию. Товарная часть десорбата направляется на операцию осаждения первичного концентрата газообразным аммиаком или раствором аммиака при рН=7,3-7,8, при этом РЗМ и основная часть примесей выпадает в осадок, а большая часть двухвалентного железа остается в растворе. Маточники осаждения первичного концентрата объединяются с хвостовой частью десорбата, доукрепляются сульфатом аммония и возвращаются на операцию десорбции РЗМ. Первичный концентрат РЗМ растворяется в азотной кислоте, после чего из раствора действием газообразного аммиака или раствора аммиака при рН=4,5-5,0 производится осаждение примесных и радиоактивных элементов. После отделения осадка примесей из маточника осаждения карбонатом аммония или натрия осаждается концентрат РЗМ при рН=6,0-7,0.
Сущность предлагаемого изобретения заключается в следующем. Возвратный сернокислый раствор после сорбции урана, содержащий 0,025-0,030 г/дм3 по сумме РЗМ направляется на операцию сорбции РЗМ сильнокислотным катионитом, со скоростью 5 об/об катионита в час. Сорбция проходит в течение 18-36 часов, что обеспечивает извлечение 94-98% РЗМ.
Маточник сорбции РЗМ направляется на приготовление раствора для выщелачивания урана. Насыщение катионита РЗМ составляет 2,5-5,0 г/дм3. Насыщенный катионит отмывается от примесей раствором серной кислоты концентрацией 4-7 г/дм3, подаваемым со скоростью 1 об/об катионита в час в течение 2-х часов, что обеспечивает десорбцию до 40% железа и алюминия. При концентрации серной кислоты меньше 4 г/дм3 снижается эффективность десорбции примесей, при концентрации выше 7 г/дм3 возможны потери РЗМ с промывным раствором. После десорбции примесей катионит отмывается от избыточной кислотности 1 объемом воды. Далее проводится десорбция РЗМ раствором сульфата аммония концентрацией 300-400 г/дм3, десорбирующий раствор подается со скоростью 1 об/об катионита в час в течение 4-х часов, что обеспечивает десорбцию 95-99% РЗМ. При концентрации сульфата аммония ниже 300 г/дм3 снижается эффективность десорбции РЗМ, при концентрации сульфата аммония выше 400 г/дм3 возможны потери РЗМ с образующимися осадками сульфатов. Выходящий из колонны десорбат собирается по фракциям, первые 3 объема - товарная фракция, содержит до 95% от общего количества десорбированных РЗМ, эта фракция направляется на дальнейшую переработку. Последний 1 объем - хвостовая фракция, направляется на приготовление десорбирующего раствора. Катионит после десорбции отмывается водой и возвращается на операцию сорбции РЗМ. Из товарной фракции десорбата, содержащей 0,5-1,5 г/дм3 суммы РЗМ, действием газообразного аммиака или раствора аммиака проводится осаждение первичного концентрата. Осаждение проходит при рН=7,3-7,8, что обеспечивает полное осаждение РЗМ с одновременным отделением от железа(II). При рН ниже 7,3 возможно неполное осаждение РЗМ, при рН выше 7,8 увеличивается степень осаждения железа(II). Пульпа отстаивается, сгущенная часть фильтруется. Маточник осаждения первичного концентрата объединяется с хвостовой фракцией десорбата, доукрепляется сульфатом аммония и возвращается на операцию десорбции РЗМ. Первичный концентрат, представляющий собой гидроокиси РЗМ и примесей, растворяется в азотной кислоте при соотношении Т:Ж=1:2-4. Полученный раствор нейтрализуется действием газообразного аммиака или раствора аммиака до рН=4,5-5,0, при этом большая часть радиоактивных примесей, а также примесей Fe(III) выпадает в осадок. При рН пульпы ниже 4,5 происходит неполное осаждение примесей, при рН выше 5,0 возможны потери РЗМ с осадком примесей. Пульпа отстаивается, сгущенная часть фильтруется, осадок промывается водой, промывная вода объединяется с фильтратом и осветленной частью и направляется на операцию осаждения чернового концентрата карбонатов РЗМ. Осаждение карбонатов РЗМ проводится карбонатом аммония или натрия до значения рН=6,2-7,0. При рН ниже 6,2 происходит неполное осаждение РЗМ, при рН выше 7,0 нерационально расходуется осадитель, а также ухудшаются фильтрационные характеристики образующегося осадка. Пульпа отстаивается, сгущенная часть фильтруется, осадок промывается водой. Полученный черновой концентрат РЗМ содержит 25-30% суммы РЗМ, 1,0-2,0% Al, 6,0-12% Fe. Дальнейшая переработка чернового концентрата РЗМ может осуществляться известными гидрометаллургическими способами.
Пример 1.
Возвратный раствор сорбции урана, состав которого приведен в таблице 1, направлялся на сорбцию РЗМ на макропористом сильнокислотном катионите (образец сорбента Lewatit K 2629) в колонну, объемом 0,03 м3, со скоростью 0,15 м3/час. Раствор подавался в верхнюю часть колонны в течение 36 часов. Данные по емкости катионита по исследованным компонентам приведены в таблице 1.
Средняя степень извлечения РЗМ на стадии сорбции составила 97%.
Отмывка от примесей осуществлялась раствором серной кислоты концентрацией 7 г/дм3. Скорость подачи промывного раствора - 0,03 м3/час, время подачи - 2 часа. Содержание исследованных компонентов в отмытом катионите представлено в таблице 1. Затем катионит отмывался от избыточной кислотности технической водой. Скорость подачи воды -0,03 м3/час, время подачи - 1 час.
Десорбция РЗМ осуществлялась раствором сульфата аммония концентрацией 300 г/дм3, подаваемым со скоростью 0,03 м3/ч в течение 4-х часов. Первые 0,09 м3 десорбата составляли товарную фракцию и направлялись на операцию осаждения первичного концентрата РЗМ. Последние 0,03 м3 десорбата составляли хвостовую фракцию и направлялись на приготовление десорбирующего раствора. Отдесорбированную смолу промывали технической водой и вновь направляли на операцию сорбции РЗМ из возвратных растворов сорбции урана. Усредненный состав товарной фракции десорбата представлен в таблице 1.
К 90 л товарной фракции десорбата при интенсивном перемешивании медленно приливался концентрированный раствор аммиака до достижения значения рН 7,8. При этом происходило выделение в осадок РЗМ и практически всех примесей, за исключением двухвалентного железа. Полученную пульпу сгущали и отфильтровывали, осветленная часть и фильтрат объединялись с хвостовой фракцией десорбата и направлялись на операцию приготовления десорбирующего раствора путем доукрепления сульфатом аммония до концентрации 300-400 г/дм3. Твердая фракция (первичный концентрат) растворялась в азотной кислоте при Т:Ж=1:3 до значения рН=0,5-1,0.
К полученному раствору первичного концентрата медленно при интенсивном перемешивании приливался концентрированный раствор аммиака до достижения значения рН=4,9. Полученную пульпу сгущали и отфильтровывали. Твердая фракция, содержащая основную массу примесей железа, алюминия и радиоактивных элементов, промывалась одним объемом воды, промывная вода объединялась с осветленной частью и фильтратом и направлялась на операцию осаждения концентрата РЗМ.
Осаждение концентрата РЗМ проводилось концентрированным раствором карбоната аммония, до достижения рН=6,6. Полученная пульпа сгущалась и отфильтровывалась. Осадок промывался водой и высушивался, масса осадка составила 425 г, состав полученного осадка приведен в таблице 1.
Сквозное извлечение РЗМ в приведенном примере составляет 82,5%. Аналогичный показатель по прототипу составляет 75,5%. Суммарная концентрация РЗМ в полученном черновом концентрате составляет 28,79%.
Пример 2.
Возвратный раствор сорбции урана, состав которого приведен в таблице 2, направлялся на сорбцию РЗМ на макропористом сильнокислотном катионите (образец сорбента Ambersep REE 2) в колонну, объемом 0,03 м3, со скоростью 0,15 м3/час. Раствор подавался в верхнюю часть колонны в течение 24 часов. Данные по емкости катионита по исследованным компонентам приведены в таблице 2.
Средняя степень извлечения РЗМ на стадии сорбции составила 98%.
Отмывка от примесей осуществлялась раствором серной кислоты концентрацией 6 г/дм3. Скорость подачи промывного раствора - 0,03 м3/час, время подачи - 2 часа. Содержание исследованных компонентов в отмытом катионите представлено в таблице 2. Затем катионит отмывался от избыточной кислотности технической водой. Скорость подачи воды - 0,03 м3/час, время подачи - 1 час.
Десорбция РЗМ осуществлялась раствором сульфата аммония концентрацией 358 г/дм3, подаваемым со скоростью 0,03 м3/ч в течение 4-х часов. Первые 0,09 м3 десорбата составляли товарную фракцию и направлялись на операцию осаждения первичного концентрата РЗМ. Последние 0,03 м3 десорбата составляли хвостовую фракцию и направлялись на приготовление десорбирующего раствора. Отдесорбированную смолу промывали технической водой и вновь направляли на операцию сорбции РЗМ из возвратных растворов сорбции урана. Усредненный состав товарной фракции десорбата представлен в таблице 2.
Через 90 л товарной фракции десорбата при интенсивном перемешивании барботировался газообразный аммиак до достижения значения рН 7,7. При этом происходило выделение в осадок РЗМ и практически всех примесей, за исключением двухвалентного железа. Полученную пульпу сгущали и отфильтровывали, осветленная часть и фильтрат объединялись с хвостовой фракцией десорбата и направлялись на операцию приготовления десорбирующего раствора путем доукрепления сульфатом аммония до концентрации 300-400 г/дм3. Твердая фракция (первичный концентрат) растворялась в азотной кислоте при Т:Ж=1:3 до значения рН=0,5-1,0.
Через полученный раствор первичного концентрата при интенсивном перемешивании барботировался газообразный аммиак до достижения значения рН=5,0. Полученную пульпу сгущали и отфильтровывали. Твердая фракция, содержащая основную массу примесей железа, алюминия и радиоактивных элементов, промывалась одним объемом воды, промывная вода объединялась с осветленной частью и фильтратом и направлялась на операцию осаждения концентрата РЗМ.
Осаждение концентрата РЗМ проводилось концентрированным раствором бикарбоната аммония, до достижения рН=6,5. Полученная пульпа сгущалась и отфильтровывалась. Осадок промывался водой и высушивался, масса осадка составила 266 г, состав полученного осадка приведен в таблице 2.
Сквозное извлечение РЗМ в приведенном примере составляет 83%. Аналогичный показатель по прототипу составляет 75,5%. Суммарная концентрация РЗМ в полученном черновом концентрате составляет 30,81%.
Предлагаемый способ получения чернового концентрата редкоземельных металлов из сернокислотных растворов скважинного подземного выщелачивания урана позволяет получать концентраты с низким содержанием примесей, повышает сквозное извлечение суммы РЗМ и снижает себестоимость РЗМ без изменения общей технологии переработки урановых руд.
Claims (9)
1.Способ извлечения редкоземельных металлов (РЗМ) из продуктивных растворов сернокислотного выщелачивания урановых руд, включающий сорбцию РЗМ на сильнокислотном катионите, регенерацию насыщенного сорбента и осаждение концентрата РЗМ из десорбата, отличающийся тем, что сорбцию РЗМ осуществляют из возвратного раствора сорбции урана путем пропускания через сильнокислотный катионит, далее последовательно осуществляют десорбцию примесей раствором серной кислоты и десорбцию РЗМ раствором сульфата аммония с разделением десорбата РЗМ на товарную и хвостовую фракции, осаждение концентрата РЗМ осуществляют из товарной фракции в три стадии, при этом на первой стадии проводят осаждение РЗМ и примесей газообразным аммиаком или раствором аммиака при рН 7,3-7,8 с отделением от железа(II), которое оставляют в растворе, полученный первичный концентрат растворяют в азотной кислоте, на второй стадии из азотнокислого раствора проводят осаждение примесей газообразным аммиаком или раствором аммиака при рН 4,5-5,0, а на третьей стадии проводят осаждение концентрата РЗМ карбонатом или бикарбонатом аммония при рН 6,0-7,0.
2. Способ по п. 1, отличающийся тем, что возвратный сернокислый раствор сорбции урана направляют на операцию сорбции РЗМ катионитом со скоростью 5 об/об катионита в час в течение 18-36 часов.
3. Способ по п. 1, отличающийся тем, что десорбцию примесей осуществляют раствором серной кислоты концентрацией 4-7 г/л, который подают со скоростью 1 об/об катионита в час в течение 2-х часов.
4. Способ по п. 1, отличающийся тем, что десорбцию РЗМ проводят раствором с концентрацией сульфата аммония 300-400 г/л, приготовленным на основе хвостовой фракции десорбата и маточника осаждения первичного концентрата.
5. Способ по п. 1, отличающийся тем, что десорбцию РЗМ осуществляют при пропускании десорбирующего раствора через катионит со скоростью 1 об/об катионита в час в течение 4-х часов.
6. Способ по п. 1, отличающийся тем, что при разделении десорбата, содержащего РЗМ, на товарную и хвостовую фракции первые 3 объема десорбата составляют товарную фракцию, последний 1 объем составляет хвостовую фракцию.
7. Способ по п. 1, отличающийся тем, что осаждение первичного концентрата проводят газообразным аммиаком.
8. Способ по п. 1, отличающийся тем, что осаждение примесей на второй стадии проводят газообразным аммиаком.
9. Способ по п. 1, отличающийся тем, что осаждение концентрата РЗМ проводят бикарбонатом аммония.
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU2018117629A RU2674527C1 (ru) | 2018-05-11 | 2018-05-11 | Способ извлечения редкоземельных металлов из продуктивных растворов при сернокислотном выщелачивании урановых руд |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU2018117629A RU2674527C1 (ru) | 2018-05-11 | 2018-05-11 | Способ извлечения редкоземельных металлов из продуктивных растворов при сернокислотном выщелачивании урановых руд |
Publications (1)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| RU2674527C1 true RU2674527C1 (ru) | 2018-12-11 |
Family
ID=64753097
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| RU2018117629A RU2674527C1 (ru) | 2018-05-11 | 2018-05-11 | Способ извлечения редкоземельных металлов из продуктивных растворов при сернокислотном выщелачивании урановых руд |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| RU (1) | RU2674527C1 (ru) |
Cited By (2)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| RU2727129C1 (ru) * | 2020-01-10 | 2020-07-20 | Федеральное государственное бюджетное учреждение науки Федеральный исследовательский центр "Кольский научный центр Российской академии наук" (ФИЦ КНЦ РАН) | Способ извлечения редкоземельного концентрата |
| US20220219139A1 (en) * | 2019-05-09 | 2022-07-14 | Showa Denko Materials Co., Ltd. | Adsorbent particles, method for producing adsorbent particles, base material particles, filling column and method for recovering rare earth element |
Citations (6)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| EP0265547A1 (de) * | 1986-10-30 | 1988-05-04 | URAPHOS CHEMIE GmbH | Verfahren zur Gewinnung von Seltenen Erden und gegebenenfalls Uran und Thorium aus Schwermineralphosphaten |
| PL272533A2 (en) * | 1988-05-16 | 1989-02-20 | Politechnika Krakowska | Method of recovering lanthanides from phospogypsum wastes |
| EP0522234A1 (en) * | 1991-07-01 | 1993-01-13 | Y.G. Gorny | Method for extracting rare-earth elements from phosphate ore |
| RU2457266C1 (ru) * | 2010-12-29 | 2012-07-27 | Федеральное государственное автономное образовательное учреждение высшего профессионального образования "Уральский федеральный университет имени первого Президента России Б.Н. Ельцина" | Способ извлечения суммы редкоземельных элементов из растворов |
| RU2484162C2 (ru) * | 2010-12-29 | 2013-06-10 | Федеральное государственное автономное образовательное учреждение высшего профессионального образования "Уральский федеральный университет имени первого Президента России Б.Н. Ельцина" | Способ извлечения редкоземельных элементов из технологических и продуктивных растворов и пульп |
| RU2635206C1 (ru) * | 2016-11-28 | 2017-11-09 | Федеральное государственное автономное образовательное учреждение высшего образования "Уральский федеральный университет имени первого Президента России Б.Н. Ельцина" | Способ извлечения редкоземельных элементов из технологических и продуктивных растворов |
-
2018
- 2018-05-11 RU RU2018117629A patent/RU2674527C1/ru active
Patent Citations (6)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| EP0265547A1 (de) * | 1986-10-30 | 1988-05-04 | URAPHOS CHEMIE GmbH | Verfahren zur Gewinnung von Seltenen Erden und gegebenenfalls Uran und Thorium aus Schwermineralphosphaten |
| PL272533A2 (en) * | 1988-05-16 | 1989-02-20 | Politechnika Krakowska | Method of recovering lanthanides from phospogypsum wastes |
| EP0522234A1 (en) * | 1991-07-01 | 1993-01-13 | Y.G. Gorny | Method for extracting rare-earth elements from phosphate ore |
| RU2457266C1 (ru) * | 2010-12-29 | 2012-07-27 | Федеральное государственное автономное образовательное учреждение высшего профессионального образования "Уральский федеральный университет имени первого Президента России Б.Н. Ельцина" | Способ извлечения суммы редкоземельных элементов из растворов |
| RU2484162C2 (ru) * | 2010-12-29 | 2013-06-10 | Федеральное государственное автономное образовательное учреждение высшего профессионального образования "Уральский федеральный университет имени первого Президента России Б.Н. Ельцина" | Способ извлечения редкоземельных элементов из технологических и продуктивных растворов и пульп |
| RU2635206C1 (ru) * | 2016-11-28 | 2017-11-09 | Федеральное государственное автономное образовательное учреждение высшего образования "Уральский федеральный университет имени первого Президента России Б.Н. Ельцина" | Способ извлечения редкоземельных элементов из технологических и продуктивных растворов |
Cited By (2)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| US20220219139A1 (en) * | 2019-05-09 | 2022-07-14 | Showa Denko Materials Co., Ltd. | Adsorbent particles, method for producing adsorbent particles, base material particles, filling column and method for recovering rare earth element |
| RU2727129C1 (ru) * | 2020-01-10 | 2020-07-20 | Федеральное государственное бюджетное учреждение науки Федеральный исследовательский центр "Кольский научный центр Российской академии наук" (ФИЦ КНЦ РАН) | Способ извлечения редкоземельного концентрата |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| CN111926180B (zh) | 一种离子吸附型稀土的提取方法 | |
| CN100420761C (zh) | 一种从钼精矿焙烧烟道灰及淋洗液中提取铼的方法 | |
| CN110004309B (zh) | 从钨矿物中酸碱联合提取钨的方法 | |
| CN102899485B (zh) | 树脂矿浆法从含钪物料中提取钪的方法 | |
| EP3495518B1 (en) | Production of a scandium-containing concentrate and subsequent extraction of high-purity scandium oxide therefrom | |
| CN102286661A (zh) | 一种红土镍矿硫酸浸出直接电解的方法 | |
| RU2669737C1 (ru) | Способ получения оксида скандия из скандийсодержащих концентратов | |
| RU2674527C1 (ru) | Способ извлечения редкоземельных металлов из продуктивных растворов при сернокислотном выщелачивании урановых руд | |
| CN104004923B (zh) | 硫化锌精矿焙烧浸出与直接浸出结合提取锌的方法 | |
| CN107058757A (zh) | 一种从含银废液中分离银的生产方法 | |
| KR101422068B1 (ko) | 희토류 정광으로부터 희토류 및 비희토류 원소의 분리회수방법 | |
| CN107519948B (zh) | 一种复合胺基弱碱性阴离子交换树脂及从硫化砷渣浸出液中回收铼的方法 | |
| CN105803197A (zh) | 一种采用协同萃取的方法从镍钴生物浸出液中除钙镁的方法 | |
| CN104862503B (zh) | 从红土镍矿中提取钪的方法 | |
| CN103361498A (zh) | 一种实现稀土矿浸出液中稀土与杂质分离、提纯的方法 | |
| CN101760652B (zh) | 选冶联合流程处理难选复杂型钼矿的工艺方法 | |
| RU2457266C1 (ru) | Способ извлечения суммы редкоземельных элементов из растворов | |
| CN115216643B (zh) | 一种高铵盐废水中镍的提纯回收工艺 | |
| CN108342574B (zh) | 稀土沉淀的逆流洗涤装置及使用该装置的稀土草酸沉淀母液和洗液回用的方法 | |
| CN110423902A (zh) | 一种高纯碳酸稀土的制备方法及系统 | |
| CN102329967A (zh) | 从含金贫液中回收金及其贫液的净化方法 | |
| CN110093514A (zh) | 一种高铁铝土矿铁铝分离综合利用的方法 | |
| US20150104362A1 (en) | Methods and apparatus for recovering molybdenum in uranium in-situ recovery process | |
| RU2385958C1 (ru) | Способ раздельного извлечения золота и серебра из тиоцианатных растворов | |
| JP6316100B2 (ja) | 鉱山廃水または浸透水の処理方法 |