WO2016201456A1 - Способ комплексной переработки черносланцевых руд - Google Patents
Способ комплексной переработки черносланцевых руд Download PDFInfo
- Publication number
- WO2016201456A1 WO2016201456A1 PCT/UZ2015/000002 UZ2015000002W WO2016201456A1 WO 2016201456 A1 WO2016201456 A1 WO 2016201456A1 UZ 2015000002 W UZ2015000002 W UZ 2015000002W WO 2016201456 A1 WO2016201456 A1 WO 2016201456A1
- Authority
- WO
- WIPO (PCT)
- Prior art keywords
- vanadium
- uranium
- sorption
- rhenium
- earth elements
- Prior art date
Links
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
- C22B3/00—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes
- C22B3/04—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes by leaching
- C22B3/06—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes by leaching in inorganic acid solutions, e.g. with acids generated in situ; in inorganic salt solutions other than ammonium salt solutions
- C22B3/08—Sulfuric acid, other sulfurated acids or salts thereof
-
- 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
- C22B3/00—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes
- C22B3/20—Treatment or purification of solutions, e.g. obtained by leaching
- C22B3/42—Treatment or purification of solutions, e.g. obtained by leaching by ion-exchange extraction
-
- 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
- C22B34/00—Obtaining refractory metals
- C22B34/20—Obtaining niobium, tantalum or vanadium
- C22B34/22—Obtaining vanadium
-
- 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
-
- 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
- C22B60/00—Obtaining metals of atomic number 87 or higher, i.e. radioactive metals
- C22B60/02—Obtaining thorium, uranium, or other actinides
-
- 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
- C22B61/00—Obtaining metals not elsewhere provided for in this subclass
Definitions
- the invention relates to the field of extraction of valuable metals - uranium, vanadium, rhenium, rare earth elements and scandium, and can be used in the integrated processing of black shale ores.
- the method includes: grinding ore to a particle size of not more than 0.2 mm; countercurrent two-stage leaching with a sulfuric acid solution upon heating; separation of the pulps formed after leaching at both stages by filtration. And also includes: washing the precipitate of the second stage of leaching from soluble substances of valuable components, with obtaining hardened and first washing solutions; clarification of the product filtrate in the first leaching stage and its processing to extract valuable components. Moreover, the leaching in the first stage is carried out with a circulating solution and part of the first washing solution, at atmospheric pressure and a temperature of 85 - 95 ° C, to a residual sulfuric acid content of 5-15 g / l for 2 to 3 hours.
- leaching on the second stage is carried out at a flow rate of sulfuric acid of 9-12% of the amount of the original solid under pressure of 10–15 atm., at a temperature of 10–160 ° C for 2-3 hours.
- the cake filtered after the first stage is pulled out with a part of the fortified solution, the value of which is set within 35 - 45% of its total olichest- Islands.
- the disadvantages of the method include the complexity associated with multi-stage heating of the pulp in autoclaves and increased corrosion activity.
- NBA is the method of complex processing of carbon - siliceous black shale ores [patent specification RU JV ° 2 477327, IPC C22B34 / 22, C22B34 / 34, C22B 59/00, C22B60 / 02, C22B59 / 00, publ. 03/10/2013].
- the method of complex processing of carbon - siliceous black shale ores containing vanadium, uranium, molybdenum, rare earth elements includes:
- the disadvantages of NBA include the relatively low extraction of uranium, rhenium, vanadium and rare-earth elements from the clarified productive solution to ion-exchange resins, as well as the relatively high consumption of reagents and electricity.
- the objective of the invention is to increase the extraction of uranium, rhenium, vanadium and rare earth elements from solution to ion-exchange resins, as well as reducing the consumption of reagents and electricity.
- the problem is achieved in that in the proposed method for the integrated processing of black shale ores, including: crushing ore; agitation sulfuric acid leaching from ore of uranium, rhenium, vanadium and rare earth elements, with the production of sulfate sulfate; neutralization (conditioning) sulfate sulfate to a pH of 1, 8-2,2; separation of the obtained pulp by thickening to obtain a clarified productive solution and a condensed product; sorption of uranium and rhenium from a clarified productive solution on strongly basic anion exchange resin, with the formation of a mother liquor and anionite saturated with uranium and rhenium, their desorption and production of uranium and rhenium products; oxidation
- sorption of uranium and rhenium is carried out using strongly basic anion exchangers of the BD-706 or A-560 grade.
- sorption of vanadium is carried out using anion exchangers of grade A-1 10, KEP - 200 or ampholytes of grade VPK or ANKB.
- the anion exchange resin or ampholyte is treated with a solution of sulfuric acid with a concentration of 100-200 g / l, followed by washing of the anion exchange resin or ampholyte with water.
- vanadium is desorbed with NaOH or 1CHN 4 OH solutions with a concentration of 100–200 g / l at a temperature of 30–50 ° ⁇ .
- sorption of rare-earth elements is carried out using cation exchangers of the Tokem or C-150 brand.
- cation exchange resin is treated with a solution of sulfuric acid with a concentration of 10-50 g / l.
- the desorption of rare earth elements is carried out with a solution of nitric acid with a concentration of 10-20%.
- the condensed product after aging and washing is used as a technogenic raw material for the extraction of vanadium.
- vanadium Up to 75% of vanadium is in the form of persistent mineralization - roskoelite and dattonite, and a smaller part - in the form of easily opened uranovanadates - carnotite and tyuyununit.
- the ore is crushed to a class of 3.5 mm.
- the crushed ore is sieved according to fractions of 3.5 + 1.0 mm (sands) and 1.0 mm (sludges).
- the results of particle size analysis are presented in table 1.
- the metal content in the leach tails (washed) amounted to, g / t: uranium - 10.0; vanadium - 690; rhenium - 5.0; yttrium - 30.0; ytterbium - 7.0.
- Extraction of metals into solution was,%: uranium - 93.4; vanadium - 24.2; rhenium - 80; yttrium - 83.3; ytterbium - 76.7.
- the pulp is separated by thickening.
- the condensed product is washed by repulpation. Wash solutions are fortified with concentrated sulfuric acid and used in leaching operations.
- the condensed product is stored.
- the clarified productive solution is directed to the sorption of uranium and rhenium. Sorption of uranium and rhenium is performed using strongly basic anion exchanger of the brand BD - 706 or A-560 in the SO "4 -.
- the form was prepared by sorption of uranium and rhenium saturated anion exchanger and uterine sorption solutions saturated with uranium and rhenium anion exchanger. sent to the desorption of uranium and rhenium and the production of uranium and rhenium products by known methods.
- Uranium and rhenium sorption mother liquids having a pH of 2.0 and an ORP of 440-570 mV are oxidized with sodium hypochlorite to an ORP of 850-120 mV, and all vanadium (+4) is oxidized to vanadium (+5) - VO ⁇ 3 .
- Sorption of vanadium is carried out using weakly basic anion exchange resin grade A-1 10 or ampholytes grade VPK or ANKB.
- A-PO weakly basic anion exchanger saturated with vanadium or ampholytes of VPK or ANKB are sent to desorption of vanadium and production of vanadium products.
- anion exchange resin or ampholytes are treated with a solution of sulfuric acid to remove iron impurities. Processing is carried out in dynamic mode with a solution of sulfuric acid with a concentration of 100 - 200 g / l.
- the iron content (+3) in the anion exchange resin and ampholyte decreases from 2.5 to 0.5 mg / g. In this case, vanadium completely remains in anion exchange resin or ampholyte.
- the anion exchange resin or ampholyte is washed with water and sent to the desorption of vanadium with alkali or ammonia solutions using a known technique.
- Rare-earth elements are sorbed using Tokem or C-150 cation exchangers.
- Cation exchangers saturated with rare-earth elements are sent to the desorption of rare-earth elements and the production of rare-earth products.
- the materiality of the trait crushing ore to a size class of 3.5 mm — is proved as follows. Grinding ore to a class of 0.2 mm (according to NBA) involves the use of an expensive mill, increasing the energy consumption, and using a thickener to thicken the pulp after grinding. At the same time, the extraction of uranium, rhenium and rare earth elements does not occur.
- ORP of 440–570 mV The significance of the trait that leaching and sorption of uranium and rhenium from a clarified productive solution is carried out at an ORP of 440–570 mV is proved as follows. A decrease in ORP of less than 440 mV leads to a decrease in uranium extraction in leaching operations. An increase in the ORP of more than 570 mV leads to a decrease in the saturation of the force-basic anionites with uranium and rhenium due to competing sorption of vanadium, which begins to oxidize to the pentavalent state.
- the positive effect of the proposed method in comparison with the NBA consists in increasing the extraction of uranium, rhenium and rare earth elements, reducing the consumption of reagents and reducing energy costs.
Landscapes
- Chemical & Material Sciences (AREA)
- Engineering & Computer Science (AREA)
- Mechanical Engineering (AREA)
- Manufacturing & Machinery (AREA)
- Materials Engineering (AREA)
- Metallurgy (AREA)
- Organic Chemistry (AREA)
- Geology (AREA)
- General Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
- Environmental & Geological Engineering (AREA)
- Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
- Geochemistry & Mineralogy (AREA)
- Inorganic Chemistry (AREA)
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Abstract
Использование: Извлечение ценных металлов - урана, ванадия, рения, редкоземельных элементов (РЗЭ) и скандия при комплексной переработке чёрносланцевых руд. Задача: повышение степени извлечения урана, ванадия, урана, молибдена, рения, по- вышение комплексности использования руды за счет попутного извлечения РЗЭ. Сущность изобретения: Способ комплексной переработки чёрносланцевых руд, вклю- чающий дробление руды, агитационное сернокислотное выщелачивание из руды урана, рения, ванадия и редкоземельных элементов с получением сернокислой пульпы, нейтра- лизацию пульпы, сорбцию урана и рения из осветлённого продуктивного раствора с по- лучением маточного раствора и насыщенного ураном и рением анионита, их десорбцию и получение уранового и рениевого продуктов, окисление маточного раствора сорбции урана и рения и сорбцию из него ванадия на анионите или амфолите с получением ма- точного раствора и насыщенного ванадием анионита или амфолита, десорбцию ванадия с анионита или амфолита и получение ванадиевого продукта, катионообменную сорб- цию редкоземельных элементов из маточного раствора сорбции ванадия с получением маточного раствора и катионита, насыщенного редкоземельными элементами, десорб- цию их с катионита с получением редкоземельной продукции. Положительный эффект изобретения заключается в повышении степени извлече- ния урана, ванадия, урана, молибдена, рения и редкоземельных элементов из осветлён- ного продуктивного раствора на ионообменные смолы, а также относительно низкий расход реагентов и электроэнергии.
Description
Способ комплексной переработки чёрносланцевых руд
Изобретение относится к области извлечения ценных металлов - урана, ванадия, рения, редкоземельных элементов и скандия, и может быть использо- вано при комплексной переработке чёрносланцевых руд.
Известен способ комплексной переработки углерод - кремнеземистых чёрносланцевых руд, в которых вмещающие породы представлены углисто - глинистыми сланцами. Основная часть ванадия находится в виде упорной ми- нерализации - роскоэлита и даттонита, а меньшая часть - в виде легковскры- ваемых уранованадатов - карнотита и тюямунита. По данному способу прово- дят сернокислотное окислительное выщелачивание ванадия и урана из этой ру- ды при 130 - 150°С и остаточной кислотности 15 - 20 г/л, с добавкой калиевых соединений для осаждения трёхвалентного железа в виде калиевого ярозита до остаточной концентрации железа 1 - 3 г/л. Зате проводят сорбцию урана и ванадия из пульпы с получением их товарных окислов. К недостаткам данного способа относится сложность, связанная с нагревом пульпы, и повышенной коррозионной активностью, а также необходимость использования калиевых соединений.
Известен также способ комплексной переработки углерода - кремнеземи- стых чёрносланцевых руд и извлечения ценных веществ - алюминия, ванадия, урана, молибдена и редкоземельных металлов из чёрносланцевых руд Казах- стана [описание к патенту RU JV° 2493273, МПК С22В34/22, С22В60/02, С22В59/00, опубл. 20.09.2013]. Рассматриваемые месторождения представля- ют собой Нижнее - кембрийские углерода - кремнеземистые породы, известные как черные сланцы.
Способ включает: измельчение руды до крупности частиц не более 0,2 мм; противоточное двухстадийное выщелачивание сернокислым раствором при на- гревании; разделение образующихся после выщелачивания пульп на обеих стадиях фильтрованием. А также включает: отмывку осадка второй стадии выщелачивания от растворимых веществ ценных компонентов, с получением укреплённого и первого промывного растворов; осветление товарного фильт- рата на первой стадии выщелачивания и его переработку для извлечения цен- ных компонентов. Причём выщелачивание на первой стадии проводят оборот- ным раствором и частью первого промывного раствора, при атмосферном дав- лении и температуре 85 - 95°С, до остаточного содержания серной кислоты 5- 15 г/л в течение 2 - 3 ч. А выщелачивание на второй стадии ведут при расходе серной кислоты 9-12% от количества исходного твёрдого под давлением 10 - 15 атм., при температуре 1 0 - 160°С в течение 2-3 ч. При этом отфильтрован- ный после первой стадии кек распульповывают частью укреплённого раствора, величину которой устанавливают в пределах 35 - 45% от общего его количест- ва. К недостаткам способа относится сложность, связанная с многостадийно- стью, нагревом пульпы в автоклавах и повышенной коррозионной активно- стью.
По количеству общих существенных признаков и достигаемому положи- тельному результату наиболее близким аналогом (НБА) является способ ком- плексной переработки углерод - кремнеземистых черносланцевых руд [описа- ние к патенту RU JV° 2 477327, МПК С22В34/22, С22В34/34, С22В 59/00, С22В60/02, С22В59/00, опубл. 10.03.2013].
Согласно НБА способ комплексной переработки углерода - кремнеземи- стых черносланцевых руд, содержащих ванадий, уран, молибден, редкоземель- ные элементы включает:
- измельчение руды до крупности частиц не более 0,2 мм;
- агитационное окислительное сернокислотное выщелачивание из руды че- тырехвалентного ванадия, урана, молибдена, редкоземельных элементов при атмосферном давлении с получением сернокислой пульпы;
- кондиционирование (нейтрализация) сернокислой пульпы до рН 1 ,8-2,2 исходной рудой или другим нейтрализатором щелочного характера;
- разделение полученной пульпы на продуктивный раствор, содержащий четырехвалентный ванадий, уран, молибден и редкоземельные элементы, и твердую фазу;
- автоклавное окислительное сернокислотное выщелачивание из твердой фазы ванадия, урана, молибдена, редкоземельных элементов при конечной концентрации серной кислоты 35-45 г/л, температуре 130-150°С в присутствии кислородсодержащего газа и вещества, образующего оксид азота, в качестве катализатора кислородного окисления с получением выщелоченной пульпы и отходящих газов;
- разделение выщелоченной пульпы на щелок, содержащий ванадий, уран, молибден, редкоземельные элементы, который подают на упомянутое агитаци- онное выщелачивание руды при атмосферном давлении;
- нерастворимый остаток, который промывают и направляют на утилиза- цию;
- подачу на упомянутое автоклавное выщелачивание продуктов очистки отходящих газов, содержащих оксиды азота, и вод от промывки нерастворимо- го остатка;
- анионообменную сорбцию урана совместно с молибденом из продуктив- ного раствора с получением маточного раствора и анионита, насыщенного ура- ном и молибденом, их десорбцию и получение уранового и молибденового продуктов;
- окисление четырехвалентного ванадия до его пятивалентного состояния в маточном растворе сорбции урана и молибдена и анионообменную сорбцию из
него ванадия с получением маточного раствора и насыщенного ванадием анио- нита, десорбцию ванадия с анионита и получение ванадиевого продукта;
- катионообменную сорбцию редкоземельных элементов из маточного рас- твора сорбции ванадия с получением маточного раствора и катионита, насы- щенного редкоземельными элементами, десорбцию их с катионита с получени- ем редкоземельной продукции;
- утилизацию полученного маточного раствора;
- упомянутое агитационное выщелачивание ведут при атмосферном давле- нии при рН 1,2-1,6, окислительно-восстановительном потенциале (ОВП) 400- 450 мВ, температуре 60-70°С, отношении Т:Ж = 1 :( 1 -2), продолжительности 2-4 ч и использовании ионов трехвалентного железа в качестве окислителя;
- упомянутое агитационное выщелачивание при атмосферном давлении проводят при рН 1,3-1 ,5, ОВП=400-430 мВ, температуре 60-70°С, отношении Т:Ж = 1 :1,5, продолжительности 3 ч и использовании ионов трехвалентного железа в качестве окислителя.
- кондиционирование (нейтрализацию) сернокислой пульпы производят пу- тем ее обработки измельченной исходной рудой;
- упомянутое автоклавное выщелачивание проводят при ОВП=430-470 мВ, отношении Т:Ж = I :( 1 ,0-2,0) и продолжительности 2-3 ч;
- упомянутое автоклавное выщелачивание проводят при температуре
140°С, ОВП=450-460 мВ, отношении Т:Ж = 1 :(1 , 0-2,0) и продолжительности 2- 3 ч.
- в качестве вещества, образующего оксид азота, используют кислотный меланж (89% HN03), или азотную кислоту, или нитрит натрия;
- разделение кондиционированной пульпы на продуктивный раствор и твердую фазу производят фильтрацией;
- разделение кондиционированной пульпы на продуктивный раствор и твердую фазу проводят путем ее сгущения с получением осветленного продук-
тивного раствора и сгущенной суспензии, которую фильтруют с получением продуктивного раствора и твердой фазы в виде кека;
- разделение выщелоченной пульпы на щелок и нерастворимый остаток производят путем противоточной декантации и последующей фильтрации сгу- щенной суспензии;
- промывку нерастворимого остатка производят на фильтре маточным рас- твором сорбции редкоземельных элементов и дополнительно водой;
- анионообменную сорбцию урана совместно с молибденом проводят из продуктивного раствора при рН 1 ,8-2,2, ОВП=400-430 мВ и температуре не выше 60°С.
- окисление четырехвалентного ванадия до его пятивалентного состояния в маточном растворе производят пероксидом водорода;
- анионообменную сорбцию ванадия из окисленного маточного раствора проводят при рН 1 ,8-2,2, ОВП=750-800 мВ и температуре не выше 60°С;
- катионообменную сорбцию редкоземельных элементов из маточного рас- твора сорбции ванадия проводят при рН 1 ,8-2,2, ОВП не выше 350 мВ и темпе- ратуре не выше 60°С;
- анионообменную сорбцию урана совместно с молибденом проводят на анионитах АМП или Ambersep 920;
- анионообменную сорбцию ванадия проводят на анионите Ambersep 920.
- катионообменную сорбцию редкоземельных элементов проводят на катио- нитах КУ-2-8н или Ambersep 1200н.
К недостаткам НБА относятся относительно невысокое извлечение урана, рения, ванадия и редкоземельных элементов из осветлённого продуктивного раствора на ионообменные смолы, а также относительно высокий расход реа- гентов и электроэнергии.
Задачей изобретения является повышение извлечение урана, рения, ванадия и редкоземельных элементов из раствора на ионообменные смолы, а также снижение расхода реагентов и электроэнергии.
Поставленная задача достигается тем, что в предложенном способе ком- плексной переработки черносланцевых руд, включающем: дробление руды; агитационное сернокислотное выщелачивание из руды урана, рения, ванадия и редкоземельных элементов, с получением сернокислой пульпы; нейтрализацию (кондиционирование) сернокислой пульпы до рН 1 ,8-2,2; разделение получен- ной пульпы сгущением, с получением осветлённого продуктивного раствора и сгущённого продукта; сорбцию урана и рения из осветлённого продуктивного раствора на сильноосновном анионите, с получением маточного раствора и на- сыщенного ураном и рением анионита, их десорбцию и получение уранового и рениевого продуктов; окисление маточного раствора сорбции урана и рения и сорбцию из него ванадия на анионите или амфолите, с получением маточного раствора и насыщенного ванадием анионита или амфолита; десорбцию ванадия с анионита или амфолита и получение ванадиевого продукта; катионообмен- ную сорбцию редкоземельных элементов из маточного раствора сорбции вана- дия, с получением маточного раствора и катеонита, насыщенного редкоземель- ными элементами, десорбцию их с катеонита с получением редкоземельной продукции; дробление исходной руды проводят до крупности не более 3,5 мм. Дробленый продукт подвергают выщелачиванию при ОВП = 440 - 570 мВ и при этих же значениях ОВП ведут сорбцию урана и рения, а сорбцию ванадия и последующую сорбцию редкоземельных элементов ведут при ОВП = 850 - 1120 мВ. При этом сернокислую пульпу после выщелачивания нейтрализуют до рН 1,8 -2,2 известняком.
При этом сорбцию урана и рения ведут с использованием сильноосновных анионитов марки BD - 706 или А-560.
При этом перед сорбцией ванадия раствор окисляют гипохлоритом натрия.
При этом сорбцию ванадия ведут с использованием анионитов марки А- 1 10, КЭП - 200 или амфолитов марки ВПК или АНКБ.
При этом перед десорбцией ванадия анионит или амфолит обрабатывают раствором серной кислоты с концентрацией 100 - 200 г/л, с последующей от- мывкой анионита или амфолита водой.
При этом десорбцию ванадия ведут растворами NaOH или 1ЧН4ОН с кон- центрацией 100 - 200 г/л при температуре 30 - 50°С.
При этом сорбцию редкоземельных элементов ведут с использованием ка- тионитов марки «Токем» или С- 150.
При этом перед десорбцией редкоземельных элементов катионит обраба- тывают раствором серной кислоты с концентрацией 10-50 г/л.
При этом десорбцию редкоземельных элементов ведут раствором азотной кислоты с концентрацией 10-20%.
При этом сгущённый продукт после вылеживания и отмывки используют в качестве техногенного сырья для извлечения ванадия.
Существенность указанных отличительных признаков доказывается приме- ром исполнения.
Пример исполнения. Берут 100 кг чёрносланцевой руды содержащей, г/т: урана - 150,0; ванадия - 910,0; рения - 25; иттрия - 180; иттербия - 30. Содер- жание макрокомпонентов, %: двуокиси кремния - 80,4; кальция - 0,83; магния - 0,45; железа (+3) 4,5; железа (+2) - 0,6; С02 - 0,3; С органического - 1 ,7; серы общей - 3,6; серы сульфидной - 0, 1. До 75% ванадия находится в виде упор- ной минерализации - роскоэлита и даттонита, а меньшая часть - в виде лег- ковскрываемых уранованадатов - карнотита и тюямунита. Проводят дробление руды до класса - 3,5 мм. Проводят рассев дробленой руды по фракциям - 3,5 + 1,0 мм (пески) и - 1,0 мм (шламы). Результаты гранулометрического анализа представлены в табл.1 .
Таблица
Результаты гранулометрического анализа
Класс, Выход Содержание, г/т
мм Масса, % и V Re Y Yb
кг
- 3,5 + 1,0 20,0 20 50 550 15 100 20
- 1,0 80,0 80 175 1000 27,5 200 32,5
Всего 100,0 100 150 9Ш 25 1 80 30
Дроблённую до класса - 3,5мм руду (100 кг) помещают в агитатор, добав- ляют 300 кг раствора серной кислоты, приготовленного на оборотных раство- рах. Исходная концентрация серной кислоты составляет 40 г/л. Пульпу агити- руют в течение 3 ч, при температуре 250С, поддерживая отношение твёрдого к жидкому, Т:Ж = 1 :3, ОВП = 440 - 570 мВ. По окончании выщелачивания в сер- нокислую пульпу добавляют известняк (СаСОз), добиваясь значения рН в жид- кой фазе пульпы рН 1,8-2,2. После выщелачивания содержание металлов в хвостах выщелачивания (отмытых) составило, г/т: урана - 10,0; ванадия - 690; рения - 5,0; иттрия - 30,0; иттербия - 7,0. Извлечение металлов в раствор со- ставило, %: урана - 93,4; ванадия - 24,2; рения - 80; иттрия - 83,3; иттербия - 76,7. Пульпу разделяют методом сгущения. В результате получают осветлён- ный продуктивный раствор (200 кг) и сгущённый продукт (200 кг) с Т:Ж = 1 : 1. Сгущённый продукт отмывают методом репульпации. Промывные растворы доукрепляют концентрированной серной кислотой и используют на операции выщелачивания. Сгущённый продукт складируют.
Осветлённый продуктивный раствор (плотность 1 ,04 г/смЗ) содержит, мг/л: урана - 45,0; ванадия - 70,6; рения - 6,4; иттрия - 48 и иттербия - 7,4 и железа (+3) 430; имеет рН 2,0 и ОВП = 440 - 570 мВ. При этих условиях весь ванадий находится в 4-х валентном состоянии (VO+ 2). Осветленный продуктивный рас- твор направляют на сорбцию урана и рения. Сорбцию урана и рения проводят с использованием сильноосновного анионита марки BD - 706 или А-560 в SO" 4 - форме. В результате сорбции получают насыщенный ураном и рением анионит и маточные растворы сорбции. Насыщенный ураном и рением анионит
направляют на десорбцию урана и рения и получение урановой и рениевой продукции известными методами.
Маточные растворы сорбции урана и рения, имеющие рН 2,0 и ОВП =440 - 570 мВ, окисляют гипохлоритом натрия до значений ОВП = 850- 1 120 мВ, при этом весь ванадий (+4) окисляется до ванадия (+5) - VO~ 3. Сорбцию ванадия проводят с использованием слабоосновного анионита марки А-1 10 или амфо- литов марки ВПК или АНКБ. Насыщенный ванадием слабоосновной анионит А- ПО или амфолиты ВПК или АНКБ направляют на десорбцию ванадия и получение ванадиевой продукции. Перед десорбцией ванадия анионит или ам- фолиты обрабатывают раствором серной кислоты для удаления примеси - же- леза. Обработку производят в динамическом режиме раствором серной кисло- ты с концентрацией 100 - 200 г/л. При этом содержание железа (+3) в аниони- те и амфолите снижается с 2,5 до 0,5 мг/г. Ванадий при этом полностью остаёт- ся в анионите или амфолите. Далее анионит или амфолит промывают водой и направляют на десорбцию ванадия растворами щёлочи или аммиака по извест- ной технологии.
Маточные растворы сорбции ванадия, имеющие рН 2,0 и ОВП = 850 -1 120 мВ, направляют на сорбцию редкоземельных элементов. Сорбцию редкозе- мельных элементов ведут с использованием катионитов марки «Токем» или С- 150. Насыщенные редкоземельными элементами катиониты направляют на де- сорбцию редкоземельных элементов и получение редкоземельной продукции.
Существенность признака - дробление руды до класса крупности - 3,5 мм, - доказывается следующим образом. Измельчение руды до класса - 0,2 мм (по НБА) предполагает применение дорогостоящей мельницы, повышение расхода электроэнергии, применение сгустителя для сгущения пульпы после измельче- ния. При этом извлечение урана, рения и редкоземельных элементов не проис- ходит.
Существенность признака, что дробленый продукт подвергают выщелачи- ванию при ОВП = 440-570 мВ, обосновывается тем, что при этих значениях
ОВП ванадий извлекается в раствор в четырёхвалентном состоянии в виде ка- тиона (VO+ 2).
Существенность признака, что сернокислую пульпу нейтрализуют до рН 1,8-2,2 известняком, доказывается следующим образом. По НБА нейтра иза- цию проводят рудой или щелочным реагентом. Применение руды приводит к потерям ценных металлов, так как при равновесном рН 1 ,8-2,2 выщелачивания урана, рения, ванадия и редкоземельных элементов практически не происходит. Использование щелочных реагентов приводит к резкому удорожании процесса. Нейтрализация известняком обеспечивает возможность получения оптималь- ного для сорбции рН 1 ,8-2,2 с использованием доступного и дешёвого реагента.
Существенность признака, что выщелачивание и сорбцию урана и рения из осветлённого продуктивного раствора ведут при ОВП - 440 - 570 мВ, доказы- вается следующим образом. Снижение ОВП менее 440 мВ приводит к сниже- нию извлечения урана на операции выщелачивания. Повышение ОВП более 570 мВ приводит к снижению насыщения силы-юосновных анионитов ураном и рением за счёт конкурирующей сорбции ванадия, который начинает окисляться до пятивалентного состояния.
Существенность признака, что сорбцию урана и рения ведут с использова- нием сильноосновных анионитов марки BD - 706 или А-560, доказывается бо- лее высокими значениями обменной ёмкости этих анионитов по урану и рению в сравнении с анионитами по НБА (табл.2).
Таблица 2
Сравнительная статическая обменная ёмкость сильноосновных анионитов
Анион ит Ёмкость, мг/г
и Re
АМП или Ambersep 920 22-23 0,2
BD - 706 25,5 0,3
А - 560 28,9 0,7
Существенность признака, что перед сорбцией ванадия раствор окисляют гипохлоритом натрия, доказывается тем, что гипохлорит натрия является более сильным и более дешёвым окислителем, чем перекись водорода.
Существенность признака, что сорбцию ванадия ведут с использованием анионитов марки А— 1 10 или амфолитов марки ВПК или АНКБ, доказывается более высокими значениями обменной ёмкости этих анионитов по ванадию и более низкой ёмкостью по железу в сравнении с анионито по НБА (табл.3).
Таблица 3
Сравнительная статическая обменная ёмкость анионитов и амфолитов Раствор перед сорбцией ванадия окислен гипохлоритом натрия до ОВП = 850 -
1 120 мВ
Существенность признака, что перед десорбцией ванадия анионит или ам- фолит обрабатывают раствором серной кислоты с концентрацией 100 - 200 г/л с последующей отмывкой анионита или амфолита водой, доказывается сле- дующим образом. Проведение указанной операции позволяет селективно де- сорбировать железо, и следовательно получать в дальнейшем более чистые де- сорбаты и ванадиевую продукцию.
Существенность признака, что сорбцию редкоземельных элементов ведут с использованием катионитов марки «Токем» или С- 150 доказывается более вы- сокими значениями обменной ёмкости этих анионитов по редкоземельным элементам (например, по иттрию) и более низкой ёмкостью по железу в срав- нении с анионитом по НБА (табл.4).
Таблица 4
Сравнительная статическая обменная ёмкость катионитов
Катионит Емкость, мг/г
Y Fe
Ambersep 1200н 5,2 3,6
КУ - 2-8н 5,0 3,7
«Токем» 5,4 3,4
С 150 9,7 2, 1
Существенность признака, что сгущённый продукт временно складируют и после вылеживания и отмывки используют в качестве техногенного сырья для извлечения ванадия, доказывается следующим образом. При вылеживании продукта, имеющего кислую реакцию и ионы окислителя (Fe+'')> наблюдается деструкция минералов ванадия и постепенный переход ванадия в формы, удов- летворительно выщелачивающиеся без применения автоклавов, как это преду- смотрено в НБА.
Положительный эффект предложенного способа в сравнении с НБА заклю- чается в повышении извлечения урана, рения и редкоземельных элементов, снижении расхода реагентов и сокращении затрат электроэнергии.
Claims
1. Способ комплексной переработки черносланцевых руд, включающий дробление руды, агитационное сернокислотное выщелачивание из руды урана, рения, ванадия и редкоземельных элементов с получением сернокислой пульпы, нейтрализацию (кондиционирование) сернокислой пульпы до рН 1 ,8- 2,2, разделение полученной пульпы сгущением с получением осветлённого продуктивного раствора и сгущённого продукта, сорбцию урана и рения из осветлённого продуктивного раствора на сильноосновном анионите с получением маточного раствора и насыщенного ураном и рением анионита, их десорбцию и получение уранового и рениевого продуктов, окисление маточного раствора сорбции урана и рения и сорбцию из него ванадия на анионите или амфолите с получением маточного раствора и насыщенного ванадием анионита или амфолита, десорбцию ванадия с анионита или амфолита и получение ванадиевого продукта, катионообменную сорбцию редкоземельных элементов из маточного раствора сорбции ванадия с получением маточного раствора и катеонита, насыщенного редкоземельными элементами, десорбцию их с катионита с получением редкоземельной продукции, отличающийся тем, что дробление исходной руды проводят до крупности не более 3,5 мм, дроблёный продукт подвергают выщелачиванию при ОВП = 440 - 570 мВ и при этих же значениях ОВП ведут сорбцию урана и рения, а сорбцию ванадия и последующую сорбцию редкоземельных элементов ведут при ОВП = 850 - 1120 мВ.
2. Способ по п.1, отличающийся тем, что сернокислую пульпу после выщелачивания нейтрализуют до рН 1 ,8 -2,2 известняком.
3. Способ по п.п.1 ,2, отличающийся тем, что сорбцию урана и рения ведут с использованием сильноосновных анионитов марки BD-706 или А-560.
2
4. Способ по п. п.1 ,2,3, отличающийся тем, что перед сорбцией ванадия раствор окисляют гипохлоритом натрия.
5. Способ по п. п.1 ,2, 3,4, отличающийся тем, что сорбцию ванадия ведут с использованием анионитов марки А - ПО или амфолитов марки ВПК или АНКБ.
6. Способ по п. п.1 ,2,3,4,5, отличающийся тем, что перед десорбцией ванадия анионит или амфолит обрабатывают раствором серной кислоты с концентрацией 100 - 200 г/л с последующей отмывкой анионита или амфолита водой.
7. Способ по п. п.1 ,2, 3,4, 5, 6, отличающийся тем, что сорбцию редкоземельных элементов ведут с использованием катионитов марки «Токем» или С-150.
8. Способ по п. п. 1,2,3,4,5,6,7 отличающийся тем, что сгущённый продукт временно складируют и после вылеживания и отмывки используют в качестве техногенного сырья для извлечения ванадия.
Applications Claiming Priority (2)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| UZ1500229 | 2015-06-12 | ||
| UZIAP20150229 | 2015-06-12 |
Publications (1)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| WO2016201456A1 true WO2016201456A1 (ru) | 2016-12-15 |
Family
ID=57504681
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| PCT/UZ2015/000002 WO2016201456A1 (ru) | 2015-06-12 | 2015-06-15 | Способ комплексной переработки черносланцевых руд |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| WO (1) | WO2016201456A1 (ru) |
Cited By (4)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| CN109777972A (zh) * | 2019-03-14 | 2019-05-21 | 云南方圆矿产资源再生综合利用研究院有限公司 | 一种从煤矸石中浓硫酸活化浸出提取钪的方法 |
| CN110961248A (zh) * | 2019-11-29 | 2020-04-07 | 南华大学 | 一种含钪铀矿中分离钪、铀的方法 |
| CN112708758A (zh) * | 2020-11-27 | 2021-04-27 | 核工业北京化工冶金研究院 | 一种从富含铁的钒矿石中提取钒的方法 |
| CN116136002A (zh) * | 2021-11-17 | 2023-05-19 | 核工业北京化工冶金研究院 | 一种提铀过程中缓解树脂钼中毒的方法 |
Citations (4)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| US4051221A (en) * | 1975-04-16 | 1977-09-27 | Akzona Incorporated | Process for the separate recovery of vanadium and molybdenum |
| RU2477327C1 (ru) * | 2011-09-05 | 2013-03-10 | Открытое акционерное общество "Ведущий научно-исследовательский институт химической технологии" | Способ комплексной переработки углерод-кремнеземистых черносланцевых руд |
| KZ26799A4 (ru) * | 2012-03-12 | 2013-04-15 | ||
| RU2493279C2 (ru) * | 2011-08-12 | 2013-09-20 | Товарищество с ограниченной ответственностью "Фирма "Балауса" | Способ извлечения ценных компонентов из продуктивных растворов переработки черносланцевых руд |
-
2015
- 2015-06-15 WO PCT/UZ2015/000002 patent/WO2016201456A1/ru active Application Filing
Patent Citations (4)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| US4051221A (en) * | 1975-04-16 | 1977-09-27 | Akzona Incorporated | Process for the separate recovery of vanadium and molybdenum |
| RU2493279C2 (ru) * | 2011-08-12 | 2013-09-20 | Товарищество с ограниченной ответственностью "Фирма "Балауса" | Способ извлечения ценных компонентов из продуктивных растворов переработки черносланцевых руд |
| RU2477327C1 (ru) * | 2011-09-05 | 2013-03-10 | Открытое акционерное общество "Ведущий научно-исследовательский институт химической технологии" | Способ комплексной переработки углерод-кремнеземистых черносланцевых руд |
| KZ26799A4 (ru) * | 2012-03-12 | 2013-04-15 |
Cited By (7)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| CN109777972A (zh) * | 2019-03-14 | 2019-05-21 | 云南方圆矿产资源再生综合利用研究院有限公司 | 一种从煤矸石中浓硫酸活化浸出提取钪的方法 |
| CN109777972B (zh) * | 2019-03-14 | 2022-02-18 | 云南方圆矿产资源再生综合利用研究院有限公司 | 一种从煤矸石中浓硫酸活化浸出提取钪的方法 |
| CN110961248A (zh) * | 2019-11-29 | 2020-04-07 | 南华大学 | 一种含钪铀矿中分离钪、铀的方法 |
| CN110961248B (zh) * | 2019-11-29 | 2022-03-04 | 南华大学 | 一种含钪铀矿中分离钪、铀的方法 |
| CN112708758A (zh) * | 2020-11-27 | 2021-04-27 | 核工业北京化工冶金研究院 | 一种从富含铁的钒矿石中提取钒的方法 |
| CN116136002A (zh) * | 2021-11-17 | 2023-05-19 | 核工业北京化工冶金研究院 | 一种提铀过程中缓解树脂钼中毒的方法 |
| CN116136002B (zh) * | 2021-11-17 | 2024-06-11 | 核工业北京化工冶金研究院 | 一种提铀过程中缓解树脂钼中毒的方法 |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| CN104831075B (zh) | 一种废钒钼系scr催化剂的钒、钼分离和提纯方法 | |
| CN103415631B (zh) | 从矿石和精矿中溶解并回收Nb或Ta中的至少一种元素以及U或稀土元素中的至少另一种元素 | |
| EP3093354B1 (en) | Scandium recovery method | |
| EP3495518B1 (en) | Production of a scandium-containing concentrate and subsequent extraction of high-purity scandium oxide therefrom | |
| CN102828025B (zh) | 从石煤钒矿中提取v2o5的方法 | |
| RU2477327C1 (ru) | Способ комплексной переработки углерод-кремнеземистых черносланцевых руд | |
| RU2736539C1 (ru) | Способ получения оксида ванадия батарейного сорта | |
| CA2212714A1 (en) | Process for recovering tantalum and/or niobium compounds from compositescontaining a variety of metal compounds | |
| CN109264686B (zh) | 一种由中低品位磷矿或磷尾矿富集磷精矿同时回收碳酸钙、氢氧化镁的工艺 | |
| WO2016201456A1 (ru) | Способ комплексной переработки черносланцевых руд | |
| CN105331837A (zh) | 一种从赤泥中富集钪的方法 | |
| WO2021119728A1 (en) | Recovery of vanadium from slag materials | |
| CN103805789B (zh) | 一种铜镍渣的综合回收有价金属的方法 | |
| WO2020237312A1 (en) | Recovery of titanium products from titanomagnetite ores | |
| RU2547369C2 (ru) | Способ комплексной переработки остатков доманиковых образований | |
| US11697600B2 (en) | Vanadium extraction from disparate shale ores | |
| AU2006260586B2 (en) | Chemical beneficiation of raw material, containing tantalum-niobium | |
| RU2749310C2 (ru) | Способ переработки сульфидного золотомедного флотоконцентрата | |
| US2894804A (en) | Process of extracting uranium and radium from ores | |
| CN104152669A (zh) | 一种从低品位硫酸渣提取高品位铁精粉的方法 | |
| RU2571763C1 (ru) | Способ извлечения бериллия методом ионного обмена | |
| Peganov et al. | Technology for Obtaining Natural-Uranium Concentrates to ASTM C 967–08 Specifications | |
| RU2437946C2 (ru) | Способ переработки ванадийсодержащего сырья | |
| US3704091A (en) | Extraction of beryllium from ores | |
| RU2239668C2 (ru) | Способ переработки урановых руд |
Legal Events
| Date | Code | Title | Description |
|---|---|---|---|
| 121 | Ep: the epo has been informed by wipo that ep was designated in this application |
Ref document number: 15895141 Country of ref document: EP Kind code of ref document: A1 |
|
| NENP | Non-entry into the national phase |
Ref country code: DE |
|
| WWE | Wipo information: entry into national phase |
Ref document number: 2018125551 Country of ref document: RU |
|
| 122 | Ep: pct application non-entry in european phase |
Ref document number: 15895141 Country of ref document: EP Kind code of ref document: A1 |