CN115074531B - 一种具有内回流设计的优溶渣中铀提取方法 - Google Patents

一种具有内回流设计的优溶渣中铀提取方法 Download PDF

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Abstract

本发明公开了一种具有内回流设计的优溶渣中铀提取方法，所述方法包括以下步骤：(1)浸出：在优溶渣中加入盐酸溶液以及回流的吸附尾液和洗涤液，得到浸出浆体A，其中A中浸出液余酸浓度为0.2～0.7mol/L；(2)粗砂分离：将浸出浆体A进行沉降分离，得到粗砂浆体B和矿浆C；(3)矿浆吸附：采用负载树脂对矿浆C进行吸附，得到负载铀的负载树脂和对应的吸附尾液，并将吸附尾液分为三部分，并且第一部分吸附尾液回流至步骤(1)中；(4)粗砂洗涤：采用从步骤(3)中得到的第二部分吸附尾液、盐酸溶液对粗砂浆体B进行多次错流洗涤，得到混合浆体D和对应的洗涤液，将洗涤液回流至步骤(1)中。本发明旨在实现单一盐酸体系低酸度下从优溶渣中提铀。

Description

一种具有内回流设计的优溶渣中铀提取方法
技术领域
本发明涉及优溶渣处理的技术领域，尤其涉及一种具有内回流设计的优溶渣中铀提取方法。
背景技术
独居石是一种重要的磷酸盐类稀土矿，往往伴生较多的放射性元素钍、铀，少量的金红石、钛铁矿、锆英石以及石英等矿物。进而在进行提取稀土时，铀、钍资源没有同步回收而是留在尾渣中，优溶渣中铀含量在0.4～1.0％，远高于国内一般铀矿的开采品位，进而具有一定回收价值，因此这类渣急需综合环保利用。
现有技术公开号为CN103014333B发明专利中公开了从独居石渣中分离回收铀、钍和稀土的方法，采用硫酸体系离子交换树脂提铀，工艺中为了降低固液分离难度，采取了低温低酸浸出，但是该方法容易降低铀的浸出率。以及公开号为CN104775026B发明专利公开了一种从优溶渣中提取高纯铀、钍和混合稀土的方法，通过将酸浸后的浆体静置，抽出上清液，然后将底浆过滤，滤液与清液混合后经甲基磷酸二甲庚酯萃取铀，含铀有机相用碳酸钠溶液反萃取，制备出铀产品，这种方法固液分离形式为板框过滤，其过滤困难，在保证萃原液澄清度上存在一定难度，而且该方法适用于低浓度盐酸体系，废水量大。进而在现有的优溶渣中回收铀处理中，仍存在一些问题没有解决，主要是优溶渣浸出矿浆的固液分离困难、铀铁分离程度不足、***废水量大等问题，在工业化的可行性和铀产品质量上仍存在提高空间。
发明内容
本发明的主要目的在于提供一种具有内回流设计的优溶渣中铀提取方法，旨在解决现有的优溶渣中铀提取效率低的技术问题。
为实现上述目的，本发明提供一种从独居石优溶渣制备硝酸钍的方法，所述方法包括以下步骤：所述方法包括以下步骤：
(1)浸出：在优溶渣中加入盐酸溶液以及回流的吸附尾液和洗涤液，并在常压下搅拌，得到浸出浆体A，其中，加入的盐酸溶液用量按照盐酸溶液体积与优溶渣重量的液固比为1:1～4，A中浸出液余酸的浓度为0.2～0.7mol/L；
(2)粗砂分离：将所述浸出浆体A进行沉降分离，得到粗砂浆体B和矿浆C；
(3)矿浆吸附：采用负载树脂对所述矿浆C进行吸附，得到负载铀的负载树脂和对应的吸附尾液，其中，将所述吸附尾液分为三部分，并且第一部分吸附尾液回流至步骤(1)中；
(4)粗砂洗涤：采用从步骤(3)中得到的第二部分吸附尾液、盐酸溶液对所述粗砂浆体B进行多次错流洗涤，得到混合浆体D和对应的洗涤液，将所述洗涤液回流至步骤(1)中。
可选地，所述步骤(1)中盐酸用量按照盐酸体积与优溶渣重量的液固比为1:1～4，回流的吸附尾液用量按照回流的吸附尾液体积与优溶渣重量的液固比为1～5:1，回流的洗涤液用量按照回流的洗涤液体积与优溶渣重量的液固比为2～7:1。
可选地，所述步骤(1)中的浸出时间为0.5～4h，浸出温度为20～70℃。
可选地，所述步骤(2)中采用水力旋流器进行分离，并控制进口压力控制在0.08～0.5MPa，以及控制所述粗砂浆体B的液固比范围为0.5～1.2:1。
可选地，所述步骤(3)中的负载树脂为强碱性阴离子交换树脂，所述负载树脂吸附接触时间范围为10～40min。
可选地，所述步骤(4)中采用水力旋流器进行4级错流洗涤，其中前3级错流洗涤的洗涤剂采用所述吸附尾液的第二部分，控制总液固比范围为1～5:1。
可选地，所述步骤(4)中的第4级洗涤的洗涤剂采用0.1～0.5mol/L盐酸溶液，并控制液固比范围为0.3～0.6:1。
可选地，所述方法还包括以下步骤：
(5)中和沉淀：将所述步骤(3)中的得到的吸附尾液的第三部分与步骤(4)中的混合浆体D混合，得到含钍和稀土混合沉淀。
可选地，所述方法还包括以下步骤：
(6)洗涤淋洗：将所述步骤(3)中得到的负载铀的负载树脂进行洗涤、淋洗后得到铀的淋洗合格液。
本发明提出的一种具有内回流设计的优溶渣中铀提取方法，通过将吸附尾液一部分直接返回到浸出工序，一部分返回粗砂洗涤工序，再将洗涤液返回到浸出工序，两部分共同构成吸附尾液内回流工艺，实现了将吸附尾液循环利用，进而有效的降低了水量消耗，以及提高了浸出浆体中的固液比，进而解决了浸出过程流动性问题和粗砂沉降难题；并且采用单一盐酸体系，且低酸度进而降低酸碱试剂消耗，以及通过回流可以保证溶液中较高的氯根浓度，实现铀的高效吸附，最终实现了优溶渣中铀提取效率高、经济、环保、工程实用性强的优点。
附图说明
图1为本发明一种具有内回流设计的优溶渣中铀提取方法工艺流程图。
具体实施方式
应当理解，此处所描述的具体实施例仅仅用以解释本发明，并不用于限定本发明。
参见图1，本发明提供一种具有内回流设计的优溶渣中铀提取方法工艺流程图，所述方法包括以下步骤：
(1)浸出：在优溶渣中加入盐酸溶液以及回流的吸附尾液和洗涤液得到优溶渣混合浆料，其中，盐酸一般采用为工业浓盐酸，盐酸含量为31.5％，以及控制混合浆料中的盐酸溶液体积与优溶渣重量的液固比(L/kg)范围为1:1～4，回流的吸附尾液体积与优溶渣重量的液固比(L/kg)范围为1～5:1，回流的洗涤液体积与优溶渣重量的液固比(L/kg)范围为2～7:1，并在常压下进行机械搅拌0.5～4h，以及控制浸出温度为20～70℃，得到浸出浆体A，其中A中浸出液余酸的浓度为0.2～0.7mol/L。其中，所处理的优溶渣含水率范围为1～40％，优溶渣干渣铀含量范围为0.5％～1.3％，钍含量范围为5％～24％，稀土含量范围为3％～15％。
(2)粗砂分离：将所述浸出浆体A采用分离设备进行沉降分离，得到粗砂浆体B和矿浆C，其中，所述分离设备采用水力旋流器，并且控制其进口压力控制在0.08～0.5MPa，以及控制粗砂浆体B的液固比范围为0.5～1.2:1，并将矿浆C用于后续的矿浆吸附步骤处理。
(3)矿浆吸附：采用负载树脂对所述矿浆C进行吸附，进而使得矿浆C中的铀进入至负载树脂，得到负载铀的负载树脂，剩下未吸附的则视为吸附尾液，且吸附尾液铀浓度范围控制在5～50mg/L，为了提高铀提取效果，将所述吸附尾液分为三部分，其中，第一部分吸附尾液返回到步骤(1)的浸出工序，进而实现优溶渣中所需水量的循环补充，并且还可增加铀的含量；第二部分吸附尾液回流到粗砂洗涤工序，避免了洗涤工序中额外水量的消耗，实现了水量的循环利用，并且洗涤工序之后的洗涤液还可继续加入至浸出工序进行浸出所需水量的补充，以及增加铀的含量；第三部分吸附尾液进入中和沉淀工序，用于实现钍和稀土的提取处理；进一步地，还将负载铀的负载树脂进行洗涤、淋洗后得到铀淋洗合格液，最后进行处理制备出铀产品；其中，所述负载树脂一般采用强碱性阴离子交换树脂，进而通过控制负载树脂吸附接触时间范围为10～40min，最终得到吸附尾液中铀浓度范围控制在5～50mg/L以及负载树脂容量范围控制在40～70mg/g干树脂。
(4)粗砂洗涤：采用第二部分吸附尾液、盐酸溶液对所述粗砂浆体B进行多次错流洗涤，得到混合浆体D和对应的洗涤液，并将所述洗涤液回流至步骤(1)中；优选地，采用水力旋流器进行4级错流洗涤，其中前3级错流洗涤的洗涤剂采用步骤(3)的第二部分吸附尾液，且总液固比控制在1～5:1，以及第4级洗涤的洗涤剂采用0.1～0.5mol/L盐酸，液固比控制在0.3～0.6:1。
(5)中和沉淀：将从所述步骤(3)中得到的第三部分吸附尾液与从步骤(4)中的混合浆体D进行混合，得到含钍和稀土混合沉淀，后续制备得到钍和稀土产品。
进一步地，根据本发明的具体的制备工艺，通过具体的实施例进行详细说明：
实例一：某优溶渣中，含水率2％，干渣铀含量为1.1％，钍含量为20.1％，稀土含量为6.8％。
(1)浸出：在优溶渣中加入盐酸溶液，盐酸为工业浓盐酸，盐酸含量为31.5％，盐酸溶液用量按照盐酸溶液体积(L)与优溶渣重量(kg)的液固比为1:2，回流的吸附尾液用量按照回流的吸附尾液体积(L)与优溶渣重量(kg)的液固比(L/kg)为3.5:1，以及洗涤液用量按照回流的洗涤液体积(L)与优溶渣重量(kg)的液固比(L/kg)为5.1:1，并在常压下进行机械搅拌2h，控制浸出温度50.5℃，最终得到的浸出浆体A，并且A中的浸出液余酸浓度为0.45mol/L。
(2)粗砂分离：将所述浸出浆体A采用水力旋流器进行沉降分离，并且控制其进口压力控制在0.10MPa，得到粗砂浆体B和矿浆C，其中控制得到矿浆C体积与粗砂浆体B重量的液固比(L/kg)为1:1。
(3)矿浆吸附：将矿浆C采用吸附树脂型号为D231-B的负载树脂进行吸附，并且控制吸附接触时间为20min，进而得到负载树脂容量为50mg/g干树脂的负载树脂和浓度为15mg/L的吸附尾液铀；同时，将得到的15mg/L的吸附尾液分为三部分，第一部分吸附尾液返回到步骤(1)的浸出工序，第二部分吸附尾液回流到粗砂洗涤工序，第三部分吸附尾液进入中和沉淀工序，以及将负载铀的负载树脂进行洗涤、淋洗后得到铀淋洗合格液，最后进行处理制备出铀产品。
(4)粗砂洗涤：采用水力旋流器进行4级错流洗涤，其中前3级的洗涤剂均为回流的吸附尾液，即为第二部分吸附尾液，并控制前3级洗涤的液固比(L/kg)均为1.7:1；以及在第4级的洗涤剂采用盐酸溶液，其中盐酸溶液浓度为0.15mol/L，第4级洗涤的液固比为(L/kg)0.5:1。
(5)中和沉淀：将从所述步骤(3)中得到的吸附尾液的第三部分溶液与步骤(4)中得到的混合浆体D进行常温下混合，得到含钍和稀土混合沉淀，后续制备得到钍和稀土产品。
实例二：某优溶渣中，含水率5％，干渣铀含量为0.51％，钍含量为10.6％，稀土含量为5.50％。
(1)浸出：在优溶渣中加入盐酸溶液，盐酸为工业浓盐酸，盐酸含量为31.5％，盐酸溶液用量按照盐酸溶液体积(L)与优溶渣重量(kg)的液固比为1:2.1，回流的吸附尾液用量按照回流的吸附尾液体积(L)与优溶渣重量(kg)的液固比(L/kg)为1.8:1，以及洗涤液用量按照回流的洗涤液体积(L)与优溶渣重量(kg)的液固比(L/kg)为4.2:1，并在常压下进行机械搅拌1.5h，控制浸出温度40.4℃，最终得到的浸出浆体A，并且A中的浸出液余酸浓度为0.38mol/L。
(2)粗砂分离：将所述浸出浆体A采用水力旋流器进行沉降分离，并且控制其进口压力控制在0.08MPa，得到粗砂浆体B和矿浆C，其中控制得到矿浆C体积与粗砂浆体B重量的液固比(L/kg)为0.9:1。
(3)矿浆吸附：将矿浆C采用吸附树脂型号为201*7的负载树脂进行吸附，并且控制吸附接触时间为25min，进而得到负载树脂容量为55mg/g干树脂的负载树脂和浓度为12mg/L的吸附尾液铀；同时，将得到的12mg/L的吸附尾液分为三部分，第一部分吸附尾液返回到步骤(1)的浸出工序，第二部分吸附尾液回流到粗砂洗涤工序，第三部分吸附尾液进入中和沉淀工序，以及将负载铀的负载树脂进行洗涤、淋洗后得到铀淋洗合格液，最后进行处理制备出铀产品。
(4)粗砂洗涤：采用水力旋流器进行4级错流洗涤，其中前3级的洗涤剂均为回流的吸附尾液，即为第二部分吸附尾液，并控制前3级洗涤的液固比(L/kg)均为1.4:1；以及在第4级的洗涤剂采用盐酸溶液，其中盐酸溶液浓度为0.12mol/L，第4级洗涤的液固比为(L/kg)0.5:1。
(5)中和沉淀：将从所述步骤(3)中得到的吸附尾液的第三部分溶液与步骤(4)中得到的混合浆体D进行常温下混合，得到含钍和稀土混合沉淀，后续制备得到钍和稀土产品。
实例三：某优溶渣中，含水率12％，干渣铀含量为0.65％，钍含量为13.8％，稀土含量为7.94％。
(1)浸出：在优溶渣中加入盐酸溶液，盐酸为工业浓盐酸，盐酸含量为31.5％，盐酸溶液用量按照盐酸体积(L)与优溶渣重量(kg)的液固比为1:2.3，回流的吸附尾液用量按照回流的吸附尾液体积(L)与优溶渣重量(kg)的液固比(L/kg)为1.7:1，以及洗涤液用量按照回流的洗涤液体积(L)与优溶渣重量(kg)的液固比(L/kg)为4.5:1，并在常压下进行机械搅拌3h，控制浸出温度35.2℃，最终得到的浸出浆体A，并且A中的浸出液余酸浓度为0.53mol/L。
(2)粗砂分离：将所述浸出浆体A采用水力旋流器进行沉降分离，并且控制其进口压力控制在0.11MPa，得到粗砂浆体B和矿浆C，其中控制得到矿浆C体积与粗砂浆体B重量的液固比(L/kg)为0.8:1。
(3)矿浆吸附：将矿浆C采用吸附树脂型号为D231-B的负载树脂进行吸附，并且控制吸附接触时间为30min，进而得到负载树脂容量为60mg/g干树脂的负载树脂和浓度为8.9mg/L的吸附尾液铀；同时，将得到的8.9mg/L的吸附尾液分为三部分，第一部分吸附尾液返回到步骤(1)的浸出工序，第二部分吸附尾液回流到粗砂洗涤工序，第三部分吸附尾液进入中和沉淀工序，以及将负载铀的负载树脂进行洗涤、淋洗后得到铀淋洗合格液，最后进行处理制备出铀产品。
(4)粗砂洗涤：采用水力旋流器进行4级错流洗涤，其中前3级的洗涤剂均为回流的吸附尾液，即为第二部分吸附尾液，并控制前3级洗涤的液固比(L/kg)均为1.5:1；以及在第4级的洗涤剂采用盐酸溶液，其中盐酸溶液浓度为0.14mol/L，第4级洗涤的液固比为(L/kg)0.5:1。
(5)中和沉淀：将从所述步骤(3)中得到的吸附尾液的第三部分溶液与步骤(4)中得到的混合浆体D进行常温下混合，得到含钍和稀土混合沉淀，后续制备得到钍和稀土产品。
实例四：某优溶渣中，含水率20％，干渣铀含量为0.80％，钍含量为16.2％，稀土含量为12.5％。
(1)浸出：在优溶渣中加入盐酸溶液，盐酸为工业浓盐酸，盐酸含量为31.5％，盐酸溶液用量按照盐酸体积(L)与优溶渣重量(kg)的液固比为1:2.5，回流的吸附尾液用量按照回流的吸附尾液体积(L)与优溶渣重量(kg)的液固比(L/kg)为1.8:1，以及洗涤液用量按照回流的洗涤液体积(L)与优溶渣重量(kg)的液固比(L/kg)为4.2:1，并在常压下进行机械搅拌2.5h，控制浸出温度55℃，最终得到的浸出浆体A，并且A中的浸出液余酸浓度为0.55mol/L。
(2)粗砂分离：将所述浸出浆体A采用水力旋流器进行沉降分离，并且控制其进口压力控制在0.12MPa，得到粗砂浆体B和矿浆C，其中控制得到矿浆C体积与粗砂浆体B重量的液固比(L/kg)为1.2:1。
(3)矿浆吸附：将矿浆C采用吸附树脂型号为201*7的负载树脂进行吸附，并且控制吸附接触时间为18min，进而得到负载树脂容量为45mg/g干树脂的负载树脂和浓度为23mg/L的吸附尾液铀；同时，将得到的23mg/L的吸附尾液分为三部分，第一部分吸附尾液返回到步骤(1)的浸出工序，第二部分吸附尾液回流到粗砂洗涤工序，第三部分吸附尾液进入中和沉淀工序，以及将负载铀的负载树脂进行洗涤、淋洗后得到铀淋洗合格液，最后进行处理制备出铀产品。
(4)粗砂洗涤：采用水力旋流器进行4级错流洗涤，其中前3级的洗涤剂均为回流的吸附尾液，即为第二部分吸附尾液，并控制前3级洗涤的液固比(L/kg)均为1.4:1；以及在第4级的洗涤剂采用盐酸溶液，其中盐酸溶液浓度为0.13mol/L，第4级洗涤的液固比为(L/kg)0.5:1。
(5)中和沉淀：将从所述步骤(3)中得到的吸附尾液的第三部分溶液与步骤(4)中得到的混合浆体D进行常温下混合，得到含钍和稀土混合沉淀，后续制备得到钍和稀土产品。
实例五：某优溶渣中，含水率28％，干渣铀含量为0.95％，钍含量为19.3％，稀土含量为11.1％。
(1)浸出：在优溶渣中加入盐酸溶液，盐酸为工业浓盐酸，盐酸含量为31.5％，盐酸用量按照盐酸体积(L)与优溶渣重量(kg)的液固比为1:2.8，回流的吸附尾液用量按照回流的吸附尾液体积(L)与优溶渣重量(kg)的液固比(L/kg)为1.8:1，以及洗涤液用量按照回流的洗涤液体积(L)与优溶渣重量(kg)的液固比(L/kg)为4.8:1，并在常压下进行机械搅拌4h，控制浸出温度25℃，最终得到的浸出浆体A，并且A中的浸出液余酸为0.47mol/L。
(2)粗砂分离：将所述浸出浆体A采用水力旋流器进行沉降分离，并且控制其进口压力控制在0.21MPa，得到粗砂浆体B和矿浆C，其中控制得到矿浆C体积与粗砂浆体B重量的液固比(L/kg)为0.95:1。
(3)矿浆吸附：将矿浆C采用吸附树脂型号为D231-B的负载树脂进行吸附，并且控制吸附接触时间为23min，进而得到负载树脂容量为53mg/g干树脂的负载树脂和浓度为34mg/L的吸附尾液铀；同时，将得到的34mg/L的吸附尾液分为三部分，第一部分吸附尾液返回到步骤(1)的浸出工序，第二部分吸附尾液回流到粗砂洗涤工序，第三部分吸附尾液进入中和沉淀工序，以及将负载铀的负载树脂进行洗涤、淋洗后得到铀淋洗合格液，最后进行处理制备出铀产品。
(4)粗砂洗涤：采用水力旋流器进行4级错流洗涤，其中前3级的洗涤剂均为回流的吸附尾液，即为第二部分吸附尾液，并控制前3级洗涤的液固比(L/kg)均为1.6:1；以及在第4级的洗涤剂采用盐酸溶液，其中盐酸溶液浓度为0.12mol/L，第4级洗涤的液固比为(L/kg)0.4:1。
(5)中和沉淀：将从所述步骤(3)中得到的吸附尾液的第三部分溶液与步骤(4)中得到的混合浆体D进行常温下混合，得到含钍和稀土混合沉淀，后续制备得到钍和稀土产品。
实例六：某优溶渣中，含水率36％，干渣铀含量为1.25％，钍含量为25.1％，稀土含量为5.2％。
(1)浸出：在优溶渣中加入盐酸溶液，盐酸为工业浓盐酸，盐酸含量为31.5％，盐酸用量按照盐酸体积(L)与优溶渣重量(kg)的液固比为1:3.1，回流的吸附尾液用量按照回流的吸附尾液体积(L)与优溶渣重量(kg)的液固比(L/kg)为2.5:1，以及洗涤液用量按照回流的洗涤液体积(L)与优溶渣重量(kg)的液固比(L/kg)为5.4:1，并在常压下进行机械搅拌1h，控制浸出温度60.6℃，最终得到的浸出浆体A，并且A中的浸出液余酸为0.42mol/L。
(2)粗砂分离：将所述浸出浆体A采用水力旋流器进行沉降分离，并且控制其进口压力控制在0.31MPa，得到粗砂浆体B和矿浆C，其中控制得到矿浆C体积与粗砂浆体B重量的液固比(L/kg)为0.85:1。
(3)矿浆吸附：将矿浆C采用吸附树脂型号为201*7的负载树脂进行吸附，并且控制吸附接触时间为28min，进而得到负载树脂容量为57mg/g干树脂的负载树脂和浓度为19mg/L的吸附尾液铀；同时，将得到的19mg/L的吸附尾液分为三部分，第一部分吸附尾液返回到步骤(1)的浸出工序，第二部分吸附尾液回流到粗砂洗涤工序，第三部分吸附尾液进入中和沉淀工序，以及将负载铀的负载树脂进行洗涤、淋洗后得到铀淋洗合格液，最后进行处理制备出铀产品。
(4)粗砂洗涤：采用水力旋流器进行4级错流洗涤，其中前3级的洗涤剂均为回流的吸附尾液，即为第二部分吸附尾液，并控制前3级洗涤的液固比(L/kg)均为1.8:1；以及在第4级的洗涤剂采用盐酸溶液，其中盐酸溶液浓度为0.16mol/L，第4级洗涤的液固比为(L/kg)0.4:1。
(5)中和沉淀：将从所述步骤(3)中得到的吸附尾液的第三部分溶液与步骤(4)中得到的混合浆体D进行常温下混合，得到含钍和稀土混合沉淀，后续制备得到钍和稀土产品。
进一步地，根据上述工艺方法，下述给出了相应的对照试验，其中对照例1未回流设计。
对照例1：某优溶渣中，含水率2％，干渣铀含量为1.1％，钍含量为20.1％，稀土含量为6.8％。
(1)浸出：在优溶渣中加入盐酸溶液，盐酸为工业浓盐酸，盐酸含量为31.5％，盐酸用量按照盐酸体积(L)与优溶渣重量(kg)的液固比为1:2，以及洗涤液用量按照回流的洗涤液体积(L)与优溶渣重量(kg)的液固比(L/kg)为3:1，并在常压下进行机械搅拌2h，控制浸出温度50.5℃，最终得到的浸出浆体A中的浸出液余酸为0.45mol/L。
(2)粗砂分离：将所述浸出浆体A采用水力旋流器进行沉降分离，并且控制其进口压力控制在0.10MPa，得到粗砂浆体B和矿浆C，其中得到矿浆C体积与粗砂浆体B重量的液固比(L/kg)为1:1。
(3)矿浆吸附：将矿浆C采用吸附树脂型号为D231-B的负载树脂进行吸附，其中负载树脂容量为15mg/g干树脂，并且控制吸附接触时间为30min，进而得到负载铀的负载树脂和浓度为150mg/L的吸附尾液铀，以及将负载铀的负载树脂进行洗涤、淋洗后得到铀淋洗合格液，最后进行处理制备出铀产品。
(4)粗砂洗涤：采用水力旋流器进行4级错流洗涤，第4级的洗涤剂采用盐酸，其中盐酸溶液浓度为0.15mol/L，第4级洗涤的液固比为(L/kg)3:1，洗涤液返回至浸出工序中。
对照例2：某优溶渣中，含水率2％，干渣铀含量为1.1％，钍含量为20.1％，稀土含量为6.8％。
(1)浸出：在优溶渣中加入盐酸溶液，盐酸为工业浓盐酸，盐酸含量为31.5％，盐酸用量按照盐酸体积(L)与优溶渣重量(kg)的液固比为1:1，以及洗涤液用量按照回流的洗涤液体积(L)与优溶渣重量(kg)的液固比(L/kg)为3:1，并在常压下进行机械搅拌2h，控制浸出温度50.5℃，最终得到的浸出浆体A中的浸出液余酸为3.5mol/L。
(2)粗砂分离：将所述浸出浆体A采用水力旋流器进行沉降分离，并且控制其进口压力控制在0.10MPa，得到粗砂浆体B和矿浆C，其中得到的粗砂浆体B中的液固比(L/kg)为1:1。
(3)矿浆吸附：将矿浆C采用吸附树脂型号为201*7的负载树脂进行吸附，其中负载树脂容量为50mg/g干树脂，并且控制吸附接触时间为20min，进而得到负载铀的负载树脂和浓度为65mg/L的吸附尾液铀，以及将负载铀的负载树脂进行洗涤、淋洗后得到铀淋洗合格液，最后进行处理制备出铀产品。
(4)粗砂洗涤：采用水力旋流器进行4级错流洗涤，第4级的洗涤剂采用盐酸，其中盐酸溶度浓度为0.15mol/L，第4级洗涤的液固比为(L/kg)3:1，洗涤液返回至浸出工序中。
根据上述实施例1-6及对照例1-2得出的下述表1。
表1-负载树脂容量、吸附尾液浓度
Figure GDA0004158814680000111
根据上述表1可知，通过实施例1和2相比，其中实施例1中的干渣铀含量大于实施例2中的干渣铀含量，以及实施例1中的含水量低于实施例2中的含水量，相比较于实施例1，在实施例2中通过在浸出工序中降低盐酸溶液与优溶渣的液固比(L/kg)以及在洗涤工序中降低投入的盐酸浓度，进而使得实施例2中的浸出液余酸浓度低于实施例1中的浸出液余酸浓度，并在浸出时间、浸出温度以及吸附接触时间差别不大的情况下，最终使得实施例2中的负载树脂容量大于实施例1中的负载树脂容量，可见，在铀吸附工序中较低浸出液余酸浓度可以是具有更好吸附效果。
以及通过实施例4与实施例3相比，实施例4中降低了了浸出工序中的盐酸溶液与优溶渣的液固比(L/kg)，以及降低了洗涤工序中的投入的盐酸浓度，进而降低了氯根浓度，虽然实施例3和4的浸出液余酸浓度相差不大，但基于实施例4中的氯根浓度远低于实施例3中的氯根浓度，进而使得实施例3中的负载树脂容量远大于实施例4中的负载树脂容量，可见，回流设计较高的氯根浓度，实现铀的更高效吸附。
同理，通过实施例3与实施例2相比，虽然在实施例3中的浸出工序中降低盐酸溶液与优溶渣的液固比(L/kg)，而在洗涤工序中增大了投入的盐酸浓度，并使得实施例3中的浸出液余酸浓度增大，进而相继增加了吸附工序中的氯根浓度，最终使得实施例3中的负载树脂容量相比较于实施例2中的负载树脂容量略有增长，以及实施例3中的吸附尾液铀浓度有降低，进而实施例3中的吸附效果更好，虽然实施例3中的浸出液余酸浓度大于实施例2中的浸出液余酸浓度，但在高浓度氯根浓度的前提下，相比较于浸出液余酸浓度的对铀吸附的影响，具有较高氯根浓度对铀的吸附影响更大。
同理，通过实施例2与实施例5进行比较中，其中实施例5的优溶渣含水量及干渣铀含量大于实施例2中的对应数值，以及实施例5中通过降低盐酸溶液与优溶渣的液固比(L/kg)，并在洗涤工序中加入相同浓度的盐酸溶液，进而使得实施例5中的氯根浓度小于实施例2中的氯根浓度，以及实施例5中的浸出液余酸浓度略大于实施例2的浓度，进而实施例5与实施例2相比，较低的氯根浓度的情况下，即使实施例5中的铀含量偏高，最终实施例2中的负载树脂容量与实施例5中的负载树脂容量差别不大，且实施例5中吸附尾液铀浓度远大于实施例2中的吸附尾液铀浓度，进而实施例5中的铀吸附效果更好。可见，具有较高的氯根浓度，可以更好的提高铀的吸附效果。
同理，通过实施例3与实施例6进行比较，实施例6中的含水量、干渣铀含量大于实施例3中的含水量、干渣铀含量，通过降低实施例6中的浸出工序中的盐酸溶液与优溶渣的液固比(L/kg)，且在洗涤工序中加入的盐酸浓度差别不大，虽然实施例6的浸出液余酸浓度小于实施例3中的浸出液余酸浓度，但基于实施例6中的总氯根浓度低于实施例3中的总氯根浓度，进而使得实施例3中的负载树脂容量大于实施例3中的负载树脂容量，以及实施例3中吸附尾液铀浓度原小于实施例6中的吸附尾液铀浓度，进而实施例3中的铀吸附效果更好。可见，相比较于浸出液余酸浓度的对铀吸附的影响，具有较高氯根浓度对铀的吸附影响更大。
进一步地，通过实施例1与对照例1相比，其中加入的浸出工序中的盐酸用量相同，基于实施例1中采用吸附尾液回流设计，使得其中氯根浓度可以实现保持在较高的范围，进而使得实施例1中的负载树脂容量大于对照例1的负载树脂容量，以及使得实施例1中得到吸附尾液铀浓度远小于对照例1中的负载树脂容量，可见，基于对照例1中并未采用回流设计，虽然对照例1中的盐酸用量与实施例1中含量相同，但基于对照例1中没有回流设计，使得在吸附工序中氯根浓度不足，致使负载树脂上的铀含量降低，并使得吸附尾液铀浓度升高，最终致使对照例1中的优溶渣的铀吸附效果变差，同时，基于对照例1中未采用回流设计，使得浸出过程的总液固比降低，以及浸出浆液的流动性变差，进而降低了内部的操作性能。
进一步地，通过实施例1与对照2相比，通过在对照例2中增加盐酸的投入量，虽然增加了氯根含量，进而提高了负载树脂容量，但大量的盐酸投入，使得整个浸出液余酸浓度原超出低酸度的范围，进而提高了酸碱试剂的成本投入，以及并增加了水量的投入，且未进行回流设计，影响了浸出工序中的可流动性，降低了操作灵活性。
需要说明的是，在本文中，术语“包括”、“包含”或者其任何其他变体意在涵盖非排他性的包含，从而使得包括一系列要素的过程、方法、物品或者***不仅包括那些要素，而且还包括没有明确列出的其他要素，或者是还包括为这种过程、方法、物品或者***所固有的要素。在没有更多限制的情况下，由语句“包括一个……”限定的要素，并不排除在包括该要素的过程、方法、物品或者***中还存在另外的相同要素。
上述本发明实施例序号仅仅为了描述，不代表实施例的优劣。
以上仅为本发明的优选实施例，并非因此限制本发明的专利范围，凡是利用本发明说明书及附图内容所作的等效结构或等效流程变换，或直接或间接运用在其他相关的技术领域，均同理包括在本发明的专利保护范围内。

Claims (4)

1.一种具有内回流设计的优溶渣中铀提取方法，其特征在于，所述方法包括以下步骤：
(1)浸出：在优溶渣中加入盐酸溶液以及回流的吸附尾液和洗涤液，并在常压下搅拌，得到浸出浆体A，其中，加入的盐酸溶液用量按照盐酸溶液体积与优溶渣重量的液固比为1:1～4，A中浸出液余酸的浓度为0.38～0.7mol/L，所述步骤(1)中回流的吸附尾液用量按照回流的吸附尾液体积与优溶渣重量的液固比为1～5:1，回流的洗涤液用量按照回流的洗涤液体积与优溶渣重量的液固比为2～7:1；
(2)粗砂分离：将所述浸出浆体A采用水力旋流器进行沉降分离，得到粗砂浆体B和矿浆C；
(3)矿浆吸附：采用负载树脂对所述矿浆C进行吸附，得到负载铀的负载树脂和对应的吸附尾液，其中，将所述吸附尾液分为三部分，并且第一部分吸附尾液回流至步骤(1)中；
(4)粗砂洗涤：采用从步骤(3)中得到的第二部分吸附尾液、盐酸溶液对所述粗砂浆体B进行多次错流洗涤，得到混合浆体D和对应的洗涤液，将所述洗涤液回流至步骤(1)中，其中，所述步骤(4)中进行4级错流洗涤，其中前3级错流洗涤的洗涤剂采用第二部分吸附尾液，控制总液固比范围为1～5:1，所述步骤(4)中的第4级洗涤的洗涤剂采用0.1～0.5mol/L盐酸溶液，并控制液固比范围为0.3～0.6:1；
(5)中和沉淀：将从所述步骤(3)中得到的第三部分吸附尾液与从步骤(4)中的混合浆体D进行混合，得到含钍和稀土混合沉淀；
其中，所述方法还包括以下步骤：
(6)洗涤淋洗：将所述步骤(3)中得到的负载铀的负载树脂进行洗涤、淋洗后得到铀的淋洗合格液。
2.根据权利要求1所述的具有内回流设计的优溶渣中铀提取方法，其特征在于，所述步骤(1)中的浸出时间为0.5～4h，浸出温度为20～70℃。
3.根据权利要求1或2所述的具有内回流设计的优溶渣中铀提取方法，其特征在于，所述步骤(2)中采用水力旋流器进行分离，并控制进口压力控制在0.08～0.5MPa，以及控制所述粗砂浆体B的液固比范围为0.5～1.2:1。
4.根据权利要求3所述的具有内回流设计的优溶渣中铀提取方法，其特征在于，所述步骤(3)中的负载树脂为强碱性阴离子交换树脂，所述负载树脂吸附接触时间范围为10～40min。
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Citations (6)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US4374096A (en) * 1979-08-01 1983-02-15 Canadian Patents & Development Limited Uranium ore processing
CN103014359A (zh) * 2012-11-27 2013-04-03 益阳鸿源稀土有限责任公司 独居石渣的分离回收方法
CN104498739A (zh) * 2014-12-02 2015-04-08 益阳鸿源稀土有限责任公司 一种稀土矿分解余渣中铀、钍、稀土的分离回收方法
JP2016050317A (ja) * 2014-08-28 2016-04-11 住友金属鉱山株式会社 スカンジウムの回収方法
CN111004920A (zh) * 2019-09-09 2020-04-14 湖南中核金原新材料有限责任公司 一种从独居石优溶渣中冶炼分离铀、钍及稀土的方法
CN111349789A (zh) * 2020-04-24 2020-06-30 核工业北京化工冶金研究院 一种具有多出口设计的碱渣浸出液铀纯化方法

Family Cites Families (3)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN104775026B (zh) * 2015-03-31 2018-06-05 江西洁球环保科技有限公司 一种从优溶渣中提取高纯铀、钍和混合稀土的方法
CN111945001B (zh) * 2019-05-17 2021-12-03 永州市湘江稀土有限责任公司 一种独居石优溶渣的处理方法
CN114410973A (zh) * 2021-12-31 2022-04-29 湖南长宏新能源材料有限责任公司 一种稀土渣回收降解的方法

Patent Citations (6)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US4374096A (en) * 1979-08-01 1983-02-15 Canadian Patents & Development Limited Uranium ore processing
CN103014359A (zh) * 2012-11-27 2013-04-03 益阳鸿源稀土有限责任公司 独居石渣的分离回收方法
JP2016050317A (ja) * 2014-08-28 2016-04-11 住友金属鉱山株式会社 スカンジウムの回収方法
CN104498739A (zh) * 2014-12-02 2015-04-08 益阳鸿源稀土有限责任公司 一种稀土矿分解余渣中铀、钍、稀土的分离回收方法
CN111004920A (zh) * 2019-09-09 2020-04-14 湖南中核金原新材料有限责任公司 一种从独居石优溶渣中冶炼分离铀、钍及稀土的方法
CN111349789A (zh) * 2020-04-24 2020-06-30 核工业北京化工冶金研究院 一种具有多出口设计的碱渣浸出液铀纯化方法

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