RU2159215C2 - Method of hydrometallurgical processing of uranium ores - Google Patents

Abstract

FIELD: processing of uranium ores. SUBSTANCE: method includes separation of rich fraction with uranium content of above 0.400% from ore supplied for hydrometallurgical processing with help of batch radiometric classifying. Ore is subjected to crushing, wet grinding and thickening of pulp. Uranium is leached with sulfuric acid at excessive acidity of 10-40 g/l. Pulp after leaching is directed for filtering, and filtrate is supplied for uranium extraction. Cake after filtration, without additional washing is fed to stage of leaching of ore depleted fraction. This leaching is carried out at pH 4.2-2.2. Then, countercurrent sorption of uranium is performed from pulp with help of ion-exchanger resin. Uranium is desorbed from saturated ion-exchange resin with solution of sulfuric and nitric acids. Uranium is extracted from desorbents with organic mixture. Solid phase reextraction of uranium is effected with solution of ammonium carbonate with precipitation of crystals of ammonium uranyl carbonate. EFFECT: higher recovery of uranium, reduced expenditures for processing of uranium of uranium ores. 3 tbl

Description

Изобретение относится к области гидрометаллургической переработки урановых руд и может быть использовано на предприятиях по добыче и переработке урановых руд. Известен способ гидрометаллургической переработки урановых руд, включающий дробление, измельчение сырья, сгущение рудных пульп, сернокислотное выщелачивание при pH 0,8 - 1,0 с использованием в качестве окислителя двуокиси марганца, корректировку pH аммиаком до значения 1,2 - 1,8, сорбцию урана из пульп ионообменной смолой, десорбцию урана с насыщенной ионообменной смолы сернокислыми растворами, экстракцию урана из десорбатов органической смесью, осаждение урана из реэкстракта аммиаком при pH 7 (Скороваров Д.И. и др. Гидрометаллургическая переработка уранового сырья. М. :Атомиздат, 1997, с 111-112). The invention relates to the field of hydrometallurgical processing of uranium ores and can be used in enterprises for the extraction and processing of uranium ores. A known method of hydrometallurgical processing of uranium ores, including crushing, grinding raw materials, thickening ore pulps, sulfuric acid leaching at pH 0.8 - 1.0 using manganese dioxide as an oxidizing agent, pH adjustment with ammonia to a value of 1.2 - 1.8, sorption uranium from pulps by an ion-exchange resin, desorption of uranium from a saturated ion-exchange resin with sulfuric acid solutions, extraction of uranium from desorbates with an organic mixture, precipitation of uranium from a re-extract with ammonia at pH 7 (Skorovarov D.I. et al. Hydrometallurgical processing failure of uranium feedstock. M.: Atomizdat, 1997, pp. 111-112).

К недостаткам данного способа относится повышенный расход серной кислоты на стадии выщелачивания и низкая селективность процесса сорбции. The disadvantages of this method include the increased consumption of sulfuric acid at the leaching stage and the low selectivity of the sorption process.

Наиболее близким, принятым за прототип, является способ гидрометаллургической переработки урановых руд, включающий дробление и мокрое измельчение сырья, сгущение рудных пульп, сернокислотное выщелачивание при pH 4,2-2,2 в присутствии окислителя, противоточную сорбцию урана из пульпы ионообменной смолой, десорбцию урана с насыщенной ионообменной смолы серноазотнокислыми растворами, экстракцию урана из десорбатов органической смесью, твердофазную реэкстракцию урана растворами карбоната аммония с осаждением кристаллов аммонийуранилтрикарбоната (патент РФ N 2094512, зарегистрирован 27.10.1997 г.). The closest adopted for the prototype is a method of hydrometallurgical processing of uranium ores, including crushing and wet grinding of raw materials, thickening of ore pulps, sulfuric acid leaching at pH 4.2-2.2 in the presence of an oxidizing agent, countercurrent sorption of uranium from the pulp by ion-exchange resin, uranium desorption with saturated ion-exchange resin with sulfuric acid solutions, extraction of uranium from desorbates with an organic mixture, solid-phase re-extraction of uranium with solutions of ammonium carbonate with the precipitation of crystals of ammonium uranyltric carbonate (RF patent N 2094512, registered October 27, 1997).

Главным недостатком известного способа является высокая нагрузка по урану на сорбционно-десорбционный передел вследствие того, что переработка всего перешедшего в раствор на стадии выщелачивания урана осуществляется с использованием сорбции ионообменными смолами. Это обстоятельство обуславливает увеличение себестоимости получения готовой продукции, поскольку сорбционно-десорбционный передел является вторым по затратам переделом гидрометаллугрической переработки урановых руд. The main disadvantage of this method is the high load of uranium on the sorption-desorption redistribution due to the fact that the processing of all that has passed into the solution at the stage of leaching of uranium is carried out using sorption by ion exchange resins. This circumstance leads to an increase in the cost of obtaining finished products, since the sorption-desorption redistribution is the second most expensive redistribution of hydrometallurgical processing of uranium ores.

Предложен способ гидрометаллургической переработки урановых руд, включающий дробление и мокрое измельчение сырья, сгущение рудных пульп, сернокислотное выщелачивание при pH 4,2 - 2,2 в присутствии окислителя, противоточную сорбцию урана из пульпы ионообменной смолой, десорбцию урана с насыщенной ионообменной смолы серноазотнокислыми растворами, экстракцию урана из десорбатов органической смесью, твердофазную реэкстракцию урана растворами карбоната аммония с осаждением кристаллов аммонийуранилтрикарбоната, отличающийся тем, что из руды, подаваемой на гидрометаллургическую переработку, при помощи порционной радиометрической сортировки выделяют богатую фракцию (с содержанием урана > 0,4%), осуществляют отдельную подготовку рудной пульпы и сернокислотное выщелачивание урана при избыточной кислотности 10-40 г/л, пульпу после выщелачивания подают на фильтрацию, фильтрат направляют на экстракцию урана, а кек после фильтрации без дополнительной отмывки подают на стадию выщелачивания в пульпу обедненной (с содержанием урана < 0,4%) фракции руды, перерабатываемой по известному способу. A method for hydrometallurgical processing of uranium ores is proposed, including crushing and wet grinding of raw materials, thickening of ore pulps, sulfuric acid leaching at pH 4.2 - 2.2 in the presence of an oxidizing agent, countercurrent sorption of uranium from the pulp by an ion-exchange resin, desorption of uranium with a saturated ion-exchange resin, sulfur dioxide extraction of uranium from desorbates with an organic mixture, solid phase reextraction of uranium with solutions of ammonium carbonate with the precipitation of crystals of ammonium uranyl tricarbonate, characterized in that from ores Hydrometallurgical processing, using batch radiometric sorting, separates the rich fraction (with uranium content> 0.4%), separately prepares ore pulp and sulfuric acid leach uranium with excess acidity of 10-40 g / l, the pulp after leaching is fed to filtration, the filtrate is directed to uranium extraction, and the cake after filtration without additional washing is fed to the leaching stage in the pulp of a depleted (with uranium content <0.4%) ore fraction processed according to the known method the person.

Предлагаемый способ позволяет существенно снизить нагрузку по урану на сорбционно-десорбционный передел, вследствие этого обеспечить снижение затрат на переработку урановых руд. Технический результат изобретения достигается делением потока перерабатываемой руды на богатую и бедную фракции, раздельной переработкой фракций руды с выщелачиванием богатой фракции при повышенной избыточной кислотности, фильтрацией пульпы после выщелачивания богатой фракции руды с подачей фильтрата, минуя сорбционно-десорбционный передел, на экстракцию, а кека без дополнительной отмывки в пульпу выщелачивания бедной фракции руды. Помимо снижения затрат на переработку урановых руд предложенный способ обеспечивает повышение извлечения урана в раствор за счет выщелачивания богатой фракции руды при более высокой избыточной кислотности в жидкой фазе пульпы. Увеличения удельного расхода серной кислоты при этом не наблюдается, поскольку увеличение расхода кислоты на стадии выщелачивания богатых по урану руд компенсируется снижением расхода на сорбционно-десорбционном переделе. The proposed method can significantly reduce the load on uranium sorption-desorption redistribution, as a result of this, to reduce the cost of processing uranium ores. The technical result of the invention is achieved by dividing the processed ore stream into rich and poor fractions, separately processing the ore fractions with leaching of the rich fraction with increased excess acidity, filtering the pulp after leaching the rich ore fraction with the filtrate feeding, bypassing the sorption-desorption redistribution, for extraction, and cake without additional washing of the lean ore fraction into the leach pulp. In addition to reducing the cost of processing uranium ores, the proposed method provides an increase in the extraction of uranium in solution by leaching a rich fraction of the ore with a higher excess acidity in the liquid phase of the pulp. An increase in the specific consumption of sulfuric acid is not observed, since the increase in the acid consumption at the stage of leaching of uranium-rich ores is compensated by a decrease in the consumption at the sorption-desorption redistribution.

Далее приводятся примеры ведения процессов вскрытия урановых руд по предлагаемой технологии в сравнении с известным способом. The following are examples of conducting processes of opening of uranium ores by the proposed technology in comparison with the known method.

Разделение урановой руды текущей добычи на потоки с различным содержанием урана возможно методом порционной радиометрической сортировки. Порционной радиометрической сортировкой урановых руд подземной добычи было установлено качественное и количественное распределение урана, приведенное в табл. 1. Separation of current mining uranium ore into streams with different uranium content is possible by the method of portion radiometric sorting. By batch radiometric sorting of underground uranium ores, a qualitative and quantitative distribution of uranium was established, shown in Table. 1.

Приведенные данные показывают, что из всей массы урановых руд радиометрической сортировкой можно выделить 13% богатой руды, в которой содержится 39% добываемого урана. The data presented show that of the entire mass of uranium ores by radiometric sorting, 13% of rich ore, which contains 39% of the extracted uranium, can be distinguished.

Для проведения лабораторных опытов были отобраны пробы руды с содержанием урана 0,600% и 0,170% весовых. For laboratory experiments, ore samples with a uranium content of 0.600% and 0.170% by weight were selected.

Отобранные пробы руд измельчали до крупности 0,1 мм, после чего готовили пульпу путем смешения руды с водой в весовом соотношении твердой и жидкой фаз (т:ж) - 1:1,8. The selected ore samples were crushed to a particle size of 0.1 mm, after which the pulp was prepared by mixing the ore with water in a weight ratio of solid and liquid phases (t: g) - 1: 1.8.

В первом опыте для приготовления пульпы готовили шихту из отобранных проб руды в соотношении 15% богатой руды (с содержанием урана 0,600%) и 85% рядовой руды (с содержанием урана 0,170%), таким образом содержание урана в шихте руд составило 0,234%. Выщелачивание вели в течение 3 часов, при pH 2,4, в присутствии окислителя - природной двуокиси марганца, дозируемой из расчета 10 кг двуокиси марганца на 1 тонну руды. Нагрев пульпы осуществляем с помощью водяной бани, перемешивание проводили сжатым воздухом. Основные показатели выщелачивания шихты руд приведены в табл. 2. In the first experiment, a mixture of ore samples was prepared for pulp preparation in the ratio of 15% rich ore (with a uranium content of 0.600%) and 85% of raw ore (with a uranium content of 0.170%), so the uranium content in the ore charge was 0.234%. Leaching was carried out for 3 hours, at pH 2.4, in the presence of an oxidizing agent - natural manganese dioxide, dosed at the rate of 10 kg of manganese dioxide per 1 ton of ore. The pulp is heated using a water bath, mixing was carried out with compressed air. The main indicators of leaching of the ore mixture are given in table. 2.

Во втором опыте выщелачивание богатой и бедной руды вели раздельно. In the second experiment, the leaching of rich and poor ore was carried out separately.

Выщелачивание богатой фракции урановой руды вели при избыточной кислотности 30 г/л в течение 3 часов, после чего пульпу фильтровали. Кек после фильтрации с содержанием влаги 6% подавали в подкисленную пульпу бедной руды, после чего вели выщелачивание при pH 2,4 в течение 3 часов. Соотношение долей богатой и бедной фракций руд устанавливали 15:85. Результаты опыта проведены в табл. 2. The leaching of a rich fraction of uranium ore was carried out at an excess acidity of 30 g / l for 3 hours, after which the pulp was filtered. After filtration with a moisture content of 6%, cake was fed into the acidified pulp of lean ore, after which leaching was carried out at pH 2.4 for 3 hours. The ratio of the shares of rich and poor ore fractions was set to 15:85. The results of the experiment are carried out in table. 2.

Из приведенных результатов следует, что предлагаемый способ по сравнению с известным позволяет не только на 0,8% повысить извлечение урана из руды, но и получить богатые по урану растворы (3,266 г/л), которые можно перерабатывать методом экстракции. В богатых растворах содержится ≈A 40% урана, извлекаемого на выщелачивании при переработке шихты руд. Таким образом, нагрузка по урану на сорбционно-десорбционный передел, являющийся вторым по затратам после выщелачивания переделом, снижается на 40%. С учетом утилизации повышенной избыточной кислотности растворов вышелачивания богатых руд после подачи рафинатов экстракции на выщелачивание бедных руд и снижения расхода серной кислоты на проведение сернокислотной регенерации насыщенных ионообменных смол предлагаемый способ позволяет сохранить суммарный расход серной кислоты, одинаковый с достигнутым по известному способу. From the above results it follows that the proposed method, compared with the known one, allows not only 0.8% increase in uranium extraction from ore, but also to obtain uranium-rich solutions (3.266 g / l), which can be processed by extraction. Rich solutions contain ≈A 40% of the uranium recovered by leaching during processing of the ore charge. Thus, the uranium load on the sorption-desorption redistribution, which is the second in terms of cost after leaching the redistribution, is reduced by 40%. Taking into account the utilization of the increased excess acidity of the solutions of leaching of rich ores after filing the extraction raffinates for leaching of poor ores and reducing the consumption of sulfuric acid for carrying out sulfuric acid regeneration of saturated ion-exchange resins, the proposed method allows to maintain the total consumption of sulfuric acid, the same as achieved by the known method.

Была проведена серия опытов по определению зависимости извлечения урана в жидкую фазу пульпы от содержания урана в исходной руде при выщелачивании в режимах с различной избыточной кислотностью. Результаты опытов приведены в табл. 3. A series of experiments was carried out to determine the dependence of the extraction of uranium in the liquid phase of the pulp on the uranium content in the initial ore during leaching in conditions with different excess acidity. The results of the experiments are given in table. 3.

Приведенные в табл. 3 данные показывают, что в области рядовых по содержанию урана руд выщелачивание при pH 2,5 обеспечивает извлечение урана на 3,4-4,0% ниже, чем в режимах с повышенной кислотностью, разница в извлечении при выщелачивании богатых руд составляет 4,5 - 6,7%. Значительное увеличение извлечения урана в жидкую фазу пульпы при выщелачивании богатых руд в режиме с повышенной избыточной кислотностью позволяет существенно снизить потери урана при выщелачивании богатых руд и обуславливает преимущество предлагаемого способа. Given in the table. 3, the data show that in the region of rank-and-file uranium ores, leaching at pH 2.5 provides uranium recovery 3.4–4.0% lower than in high acid regimes; the difference in the extraction during the leaching of rich ores is 4.5 - 6.7%. A significant increase in the extraction of uranium in the liquid phase of the pulp during the leaching of rich ores in the regime with high excess acidity can significantly reduce the loss of uranium during the leaching of rich ores and causes the advantage of the proposed method.

В целом полученные результаты показывают, что предлагаемый способ по сравнению с известным позволяет улучшить технико-экономические показатели гидрометаллургической переработки урановых руд. In general, the results show that the proposed method, compared with the known one, allows to improve the technical and economic indicators of hydrometallurgical processing of uranium ores.

Claims (1)

Способ гидрометаллургической переработки урановых руд, включающий дробление и мокрое измельчение сырья, сгущение рудной пульпы, сернокислотное выщелачивание в присутствии окислителя, противоточную сорбцию урана из пульпы ионообменной смолой, десорбцию урана с насыщенной ионообменной смолы серноазотнокислыми растворами, экстракцию урана из десорбатов органической смесью, твердофазную реэкстракцию урана, отличающийся тем, что из исходного сырья порционной радиометрической сортировкой выделяют богатую фракцию с содержанием урана более 0,4%, осуществляют ее дробление, мокрое измельчение, сгущение полученной пульпы, проводят сернокислотное выщелачивание урана при избыточной кислотности 10 - 40 г/л, пульпу после выщелачивания фильтруют с получением фильтрата и кека, фильтрат направляют на экстракцию урана, а кек без дополнительной отмывки подают на стадию сернокислотного выщелачивания обедненной фракции руды с содержанием урана менее 0,4%, после чего проводят выщелачивание при pH 4,4 - 2,2. A method of hydrometallurgical processing of uranium ores, including crushing and wet grinding of raw materials, thickening of ore pulp, sulfuric acid leaching in the presence of an oxidizing agent, countercurrent sorption of uranium from a pulp by an ion-exchange resin, desorption of uranium from a saturated ion-exchange resin with sulfuric nitric acid solutions, desaturation characterized in that a rich fraction with a uranium content of b is isolated from the feedstock by portion radiometric sorting less than 0.4%, they are crushed, wet milled, thickened the obtained pulp, sulfuric acid leach of uranium is carried out with excess acidity of 10 - 40 g / l, the pulp is filtered after leaching to obtain a filtrate and cake, the filtrate is sent to uranium extraction, and cake without additional washing is fed to the stage of sulfuric acid leaching of the depleted ore fraction with a uranium content of less than 0.4%, after which leaching is carried out at a pH of 4.4 - 2.2.

Images