Способ извлечения редкоземельных металлов из продуктивных растворов при сернокислотном выщелачивании урановых руд

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.

 

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.

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.



 

Похожие патенты:

Изобретение относится к способу получения оксида скандия из скандийсодержащих концентратов. Способ включает растворение скандийсодержащего концентрата в минеральной кислоте, очистку скандиевого раствора от примесей, отделение осадка от скандиевого раствора, его обработку щелочным агентом, отделение осадка соединений скандия от раствора.

Изобретение относится к обработке фосфатного концентрата редкоземельных элементов (РЗЭ), получаемого при комплексной переработке апатита, и может быть использовано в химической промышленности для получения нерадиоактивных карбонатного или гидроксидного концентратов РЗЭ.
Изобретение относится к технологии редких и радиоактивных элементов и может быть использовано для получения концентратов редких и редкоземельных элементов из монацита.

Изобретение относится к комплексной переработке фосфогипса. Технология может быть использована при производстве концентрата редкоземельных элементов (РЗЭ), а также гипсовых строительных материалов.

Изобретение относится к способу извлечения редкоземельных элементов из отходов производства минеральных удобрений - фосфогипса. Способ включает выщелачивание и сорбцию редкоземельных элементов из раствора с использованием сорбента с последующей десорбцией редкоземельных элементов раствором сульфата аммония.
Изобретение относится к технологии неорганических веществ, а именно к гидрометаллургии скандия. Способ разделения скандия и сопутствующих металлов заключается в обработке скандийсодержащего раствора серной кислотой в присутствии соли, содержащей ионы аммония, при нагревании с последующими фильтрацией полученного осадка, его промывкой этиловым спиртом и сушкой.

Изобретение относится к переработке золошлаковых отходов ТЭЦ с целью извлечения из них редкоземельных металлов и скандия и последующем использовании их в производстве строительных материалов.

Изобретение относится к извлечению редкоземельных металлов из сырьевых материалов, содержащих эти элементы. Селективное извлечение осуществляют из насыщенных маточных растворов в виде оксалатов РЗЭ.

Изобретение относится к составу и способу получения твердого экстрагента для извлечения скандия из сернокислых растворов. Предлагается твердый экстрагент (ТВЭКС) для извлечения скандия из скандийсодержащих растворов, содержащий стиролдивинилбензольную матрицу с ди-(2-этилгексил)фосфорной кислотой.
Изобретение относится к способам переработки эвдиалитового концентрата и может быть использовано для получения соединений циркония, редкоземельных элементов (РЗЭ) и диоксида кремния.

Изобретение относится к способу извлечения золота из золотосодержащих сырьевых материалов, включающему (a) выщелачивание указанного золотосодержащего сырьевого материала в содержащем хлорид выщелачивающем растворе и имеющем общую концентрацию галогенид-ионов менее 120 г/л.

Изобретение относится к обработке фосфатного концентрата редкоземельных элементов (РЗЭ), получаемого при комплексной переработке апатита, и может быть использовано в химической промышленности для получения нерадиоактивных карбонатного или гидроксидного концентратов РЗЭ.

Изобретение относится к области гидрометаллургии редких металлов, а именно к способам разделения галлия и алюминия в виде анионных гидроксокомплексов из щелочных растворов с привлечением ионообменных смол.

Изобретение относится к способу переработки сульфидных золотосодержащих концентратов флотации, содержащих сорбционно-активный органический углерод, для извлечения золота.

Изобретение относится к способу извлечения редкоземельных элементов из отходов производства минеральных удобрений - фосфогипса. Способ включает выщелачивание и сорбцию редкоземельных элементов из раствора с использованием сорбента с последующей десорбцией редкоземельных элементов раствором сульфата аммония.

Изобретение относится к переработке золошлаковых отходов ТЭЦ с целью извлечения из них редкоземельных металлов и скандия и последующем использовании их в производстве строительных материалов.

Изобретение относится к составу и способу получения твердого экстрагента для извлечения скандия из сернокислых растворов. Предлагается твердый экстрагент (ТВЭКС) для извлечения скандия из скандийсодержащих растворов, содержащий стиролдивинилбензольную матрицу с ди-(2-этилгексил)фосфорной кислотой.

Изобретение относится к пористым частицам привитого сополимера, предназначенным для получения адсорбирующего материала, которые адсорбируют металлы и другие вещества, способу их производства и адсорбенту, в котором они применяются.

Изобретение относится к извлечению урана из подземных вод. Способ включает синтез сорбционной композиции из механоактивированного шунгита, прокаленного фосфогипса и модифицирующего раствора в соотношении 1:1:1.

Cпособ относится к области гидрометаллургии редких и рассеянных элементов, в частности к сорбционному извлечению ванадия из руд. Способ заключается в том, что полученные при кислотном выщелачивании рудного сырья сернокислые растворы сорбируют на анионообменную смолу, после чего маточные растворы сорбционного извлечения ванадия обрабатывают подготовленным раствором - ферригелем в количестве 12,5-25,0 г на 1 г ванадия, который после фильтрации подают на операцию сернокислого выщелачивания исходной руды, для повышения извлечения целевого компонента.

Изобретение относится к технологии извлечения скандия из продуктивных растворов, образующихся при переработке урановых руд, при их добыче методом подземного выщелачивания. Получение концентрата скандия из скандийсодержащего раствора проводят сорбцией скандия из скандийсодержащего раствора на фосфорсодержащем ионите, промывкой насыщенного фосфорсодержащего ионита, десорбцией скандия из насыщенного фосфорсодержащего ионита раствором карбоната натрия с получением десорбированного фосфорсодержащего ионита, который направляют на повторную сорбцию скандия и раствора десорбции, из которого термогидролизом получают концентрат скандия. Промывку проводят раствором, содержащим 5÷100 г/дм3 сульфата аммония (NH4)2SO4 и 100-200 г/дм3 углеаммонийной соли УАС. Способ позволяет получить более чистый концентрат скандия. 2 табл., 2 пр.
Наверх