一种铀、铁、钍、稀土萃取分离工艺的制作方法

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一种铀、铁、钍、稀土萃取分离工艺的制造方法与工艺

本发明为一种铀、铁、钍、稀土萃取分离工艺,具体的说是在盐酸体系中采用P350进行UFe/ThRE分离,在U/Fe的分离过程中加入还原性物质对三价铁进行还原,解决铁与铀的有效分离,分别得到含铀物质和硝酸铁的产品,属于稀土湿法冶金领域。



背景技术:

独居石是重要的稀土矿之一,该种矿同时含有相当数量的铀,是目前国家急需的核燃料,以及含有高含量的钍,是未来重要核燃料的宝贵资源。独居石精矿经传统的碱分解‐盐酸优溶提取稀土后,剩下的放射性钍铀(稀土)优溶渣还含有约7%~18%的REO、16%~28%的ThO2、0.6%~1.2%的U及未被分解的矿砂锆英石、磷钇矿等。

上世纪六十年代,上海跃龙化工厂已开始从钍铀(稀土)优溶渣中,生产能达到汽灯纱罩级标准的高纯硝酸钍产品,其工艺主要硝酸溶解钍铀(稀土)优溶渣,对U/Th的分离主要在硝酸体系中采用磷酸三丁酯TBP进行萃取分离,该体系中U/Th分离系数β较小,且TBP的水溶解损失率高达0.6%,同时存在TBP对PVC设备材质有严重的溶胀腐蚀作用,须用不锈钢材质设备,造成了投资大、运行成本高等问题。

甲基膦酸二甲庚酯P350是一种中性膦酸萃取剂,在盐酸体系具有较高的U/Th的萃取分离系数β=240,比磷酸三丁酯TBP的β大一个数量级,且P350的水溶解率仅为0.01%,仅为TBP水溶解率的1/60。P350对PVC设备材质没有 溶胀腐蚀作用,对萃取系统设备无特殊要求,可采用PVC材质,因此,P350萃取系统具有投资及运行成本较低的优势,原中南矿冶院等对该的分离萃取工艺进行了详细报道,该工艺八十年代后被主要采用。

在上述工艺过程中,采用负载U和Fe的P350有机进料方式,在萃取段引入空白P350有机相,在洗涤段采用硝酸洗涤三价铁离子,得到负载纯U的有机相,再采用硫酸和硫酸铵进行反萃,得到重铀酸铵。在U和Fe分离过程中,负载有机中铁以三价存在,和铀分离难度较大,一般采用增加级数和增加洗涤量提高铀和铁的分离效率,但得到的硝酸铁萃余液中仍含有几十甚至几百ppm的U,无法满足商品要求。



技术实现要素:

为解决上述问题,本发明提供了一种铀、铁、钍、稀土萃取分离工艺,重点解决U和Fe的有效分离问题。

所述工艺包括以下步骤:

1)在盐酸体系中采用P350对含有UFe/ThRE的溶液进行萃取分离,获得负载U和Fe的有机相与含Th和RE萃余液;

2)负载U和Fe有机相中加入还原性物质铁粉、抗坏血酸、亚硫酸钠、双氧水中的至少一种后,采用硝酸溶液对有机相进行洗铁,得到负载纯U的有机相以及含有二价铁的萃余液;

上述还原物质优选双氧水和抗坏血酸中的至少一种,因不引入其他阳离子杂质离子,更有利于保证产品的纯度。

3)对负载纯U的有机相采用含Na2SO4的H2SO4溶液进行反萃,获得含重铀酸钠溶液。NaSO4‐H2SO4溶液代替传统的硫酸铵‐硫酸体系进行反萃,可有效避免了氨氮废水产生和处理问题。

步骤2)中所述的硝酸溶液浓度为0.2‐0.5mol/L。

步骤1)中所述的含有UFe/ThRE的溶液中[RE+Th+U+Fe+Ti]浓度为160‐250g/L,[TiO2]<4g/L,[H+]=2.0‐2.5mol/L。

上述溶液中需要控制TiO2的含量,溶液中的四价钛会随着体系pH值改变,容易水解生成钛的羟基络合物及氧化钛等,形成三相物,造成萃取分相不好,导致连续操无法进行,可通过对料液进行水解除Ti,将其含量降低到小于4g/L的水平,减少操作困难。

步骤1)中所述的P350萃取剂采用磺化煤油或煤油进行稀释,浓度为25‐40%,优选30‐35%,所述的萃取分离采用逆流萃取,相比为有机相:水相=3‐4:1,萃取级数为15‐20。

步骤1)所述的萃取包括采用2.0‐2.5mol/L的HCl进行逆流洗涤,相比为有机相:水相=6‐8:1,级数为15‐20级。

所述的步骤2)具体为:

1)将还原性物质加入负载U和Fe有机相和空白有机相中至少一种搅拌均匀;

2)以负载U和Fe有机相进料,洗涤段采用硝酸溶液或含可溶还原剂的硝酸溶液对负载U和Fe有机相进行洗铁,萃取段采用空白P350有机相进料,通过分馏萃取方式进行U/Fe的分离,获得到负载纯U的有机相和含Fe(NO3)2萃余液,具体流程如图1所示。

所述的洗涤反萃采用串级萃取方式,空白P350有机相:负载U和Fe有机相:硝酸水相=1‐1.5:3‐4:15‐20,萃取级数为5‐10级,HNO3洗铁级数为15‐20级。

所述Fe(NO3)2萃余液经负压蒸发浓缩、冷却结晶,获得高纯Fe(NO3)2.xH2O,其中U含量小于0.2ppm。

步骤3)中所述含Na2SO4的H2SO4溶液中Na+浓度为0.8‐1.2mol/L,H+浓度为0.4‐1mol/L。

步骤3)中所述UO2SO4溶液采用NaOH中和沉淀,控制pH>7,固液分离后获得高纯重铀酸钠和Na2SO4溶液。

本发明的有益效果如下:

1、还原性物质加入改变了铁元素在萃取体系中的价态,使三价铁被还原生成二价铁,更易与六价铀分离,降低了萃取分离级数和投资;

2、还原性物质加入实现了铀铁的有效分离,获得U>60%的重铀酸钠产品中,其中Fe<0.05%,同时得到的硝酸铁中的放射性元素铀含量小于0.2ppm,保证其具有民用价值;

2、负载纯U有机相采用NaSO4‐H2SO4溶液代替硫酸铵‐硫酸体系进行反萃,避免了氨氮废水问题,硫酸钠溶解度小,易于反复利用,减少了原材料消耗。

3、萃取过程仅采用同一萃取剂,就实现了铀/铁/钍/稀土萃取分离,得到重铀酸钠产品、高纯硝酸钍和硝酸亚铁副产品;

4、整个过程实现了全元素的综合利用,实现了放射性废渣废水的零排放,且全部元素得到了有效回收,实现了资源的综合利用。

附图说明

下面结合附图对本发明的具体实施方式作进一步详细的说明。

图1示出本发明的萃取分离流程图。

具体实施方式

实施例1

在盐酸体系中采用30%P350‐煤油萃取体系进行UFe/ThRE分离,控制料液中[RE+Th+U+Fe+Ti]浓度为180g/L,[TiO2]=3.5g/L,[H+]=2.0mol/L,采用逆流萃取,相比为有机相:水相=4:1,萃取级数为15,获得负载U和Fe有机相与含Th和RE萃余液。采用2.0mol/L的HCl对负载U和Fe有机相的逆流洗涤,相比为有机相:水相=6:1,级数为18级。

以负载U和Fe有机相进料,洗涤段采用0.3mol/L HNO3(其中含有3wt.%H2O2)溶液对负载U和Fe有机相进行洗铁,萃取段采用空白P350有机相进料,通过分馏萃取方式进行U/Fe分离,获得到负载纯U的有机相和Fe(NO3)2萃余液。相比为空白有机相:负载U和Fe有机相:水相=1:3:15,萃取级数为10级,洗涤级数为20级。萃余液经负压蒸发浓缩、冷却结晶,获得硝酸亚铁晶体,其中U含量为0.05ppm。

负载纯U的有机相采用含Na2SO4的H2SO4溶液进行反萃,其中[Na+]=0.8mol/L,[H+]=1mol/L,获得UO2SO4溶液,再采用NaOH中和沉淀,控制pH>7,固液分离后获得重铀酸钠和Na2SO4溶液。Na2SO4溶液经负压蒸发浓缩,返回流程配制U的反萃剂。重铀酸钠中U>60%,Fe 0.03%,ThO2<0.01%,REO<0.01%,SiO2<0.03%。

对比实施例1

在盐酸体系中采用30%P350‐煤油萃取体系进行UFe/ThRE分离,控制料液中[RE+Th+U+Fe+Ti]浓度为180g/L,[TiO2]=3.5g/L,[H+]=2.0mol/L,采用逆流萃取,相比为有机相:水相=4:1,萃取级数为15,获得负载U和Fe的有机相与含Th和RE萃余液。采用2.0mol/L的HCl进行负载U和Fe有机相的逆流洗涤,相比为有机相:水相=6:1,级数为18级。

以负载U和Fe有机相进料,萃取段采用0.3mol/L HNO3溶液对负载U和Fe有机相进行洗铁,洗涤段采用空白P350有机相进料,通过分馏萃取方式进行U/Fe分离,获得到负载纯U的有机相和Fe(NO3)2萃余液。相比为空白有机相:负载U和Fe有机相:水相=1:3:15,萃取级数为10级,洗涤级数为20级。Fe(NO3)3萃余液经负压蒸发浓缩、冷却结晶,获得硝酸铁晶体,其中U含量为56ppm

负载纯U的有机相采用含Na2SO4的H2SO4溶液进行反萃,其中[Na+]=0.8mol/L,[H+]=1mol/L,获得UO2SO4溶液,再采用NaOH中和沉淀,控制pH>7,固液分离后获得重铀酸钠和Na2SO4溶液。Na2SO4溶液经负压蒸发浓缩,返回流程配制U的反萃剂。重铀酸钠中U=59%,Fe 0.67%,ThO2<0.01%,REO<0.01%,SiO2<0.03%。

实施例2

在盐酸体系中采用35%P350‐煤油萃取体系进行UFe/ThRE分离,控制料液中[RE+Th+U+Fe+Ti]浓度为250g/L,[TiO2]=1g/L,[H+]=2.5mol/L,采用逆流萃取,相比为有机相:水相=3:1,萃取级数为18,获得负载U和Fe的有机相与含Th和RE萃余液。采用2.5mol/L的HCl进行负载U和Fe有机相的逆流洗涤,相比为有机相:水相=6:1,级数为18级。

以负载U和Fe有机相进料,洗涤段采用0.5mol/L HNO3(其中含有5wt.%Na2SO3)溶液对负载U和Fe有机相进行洗铁,萃取段采用空白P350有机相进料,通过分馏萃取方式进行U/Fe分离,获得到负载纯U的有机相和Fe(NO3)2萃余液。相比为空白有机相:负载U和Fe有机相:水相=1:4:20,萃取级数为8级,洗涤级数为15级。萃余液经负压蒸发浓缩、冷却结晶,获得硝酸亚 铁晶体,其中U含量为0.05ppm。

负载纯U的有机相采用含Na2SO4的H2SO4溶液进行反萃,其中[Na+]=1.2mol/L,[H+]=0.4mol/L,获得UO2SO4溶液,再采用NaOH中和沉淀,控制pH>7,固液分离后获得重铀酸钠和Na2SO4溶液。Na2SO4溶液经负压蒸发浓缩,返回流程配制U的反萃剂。重铀酸钠中U>60%,Fe 0.02%,ThO2<0.01%,REO<0.01%,SiO2<0.03%。

实施例3

在盐酸体系中采用25%P350‐煤油萃取体系进行UFe/ThRE分离,控制料液中[RE+Th+U+Fe+Ti]浓度为200g/L,[TiO2]=2g/L,[H+]=2.3mol/L,采用逆流萃取,相比为有机相:水相=4:1,萃取级数为20,获得负载U和Fe的有机相与含Th和RE萃余液。采用2.2mol/L的HCl进行负载U和Fe有机相的逆流洗涤,相比为有机相:水相=8:1,级数为20级。

以负载U和Fe有机相进料,洗涤段采用0.5mol/L HNO3(其中含有1wt.%抗坏血酸)溶液对负载U和Fe有机相进行洗铁,萃取段采用空白P350有机相进料,通过分馏萃取方式进行U/Fe分离,获得到负载纯U的有机相和Fe(NO3)2萃余液。相比为空白有机相:负载U和Fe有机相:水相=1:3:18,萃取级数为5级,洗涤级数为18级。萃余液经负压蒸发浓缩、冷却结晶,获得硝酸铁晶体,其中U含量为0.03ppm。

负载纯U的有机相采用含Na2SO4的H2SO4溶液进行反萃,其中[Na+]=1.0mol/L,[H+]=0.6mol/L,获得UO2SO4溶液,再采用NaOH中和沉淀,控制pH>7,固液分离后获得重铀酸钠和Na2SO4溶液。Na2SO4溶液经负压蒸发浓缩,返回流程配制U的反萃剂。重铀酸钠中U>60%,Fe 0.02%,ThO2<0.01%, REO<0.01%,SiO2<0.03%。

实施例4

在盐酸体系中采用40%P350‐煤油萃取体系进行UFe/ThRE分离,控制料液中[RE+Th+U+Fe+Ti]浓度为160g/L,[TiO2]=0.5g/L,[H+]=2.4mol/L,采用逆流萃取,相比为有机相:水相=3.5:1,萃取级数为15,获得负载U和Fe的有机相与含Th和RE萃余液。采用2.5mol/L的HCl进行负载U和Fe有机相的逆流洗涤,相比为有机相:水相=7:1,级数为18级。

以负载U和Fe有机相和等体积2%浓度双氧水混合后,直接进料,洗涤段采用0.5mol/L HNO3溶液对负载U和Fe有机相进行洗铁,萃取段采用空白P350有机相进料,通过分馏萃取方式进行U/Fe分离,获得到负载纯U的有机相和2Fe(NO3)2萃余液。相比为空白有机相:负载U和Fe有机相:水相=1:4:18,萃取级数为6级,洗涤级数为18级。萃余液经负压蒸发浓缩、冷却结晶,获得硝酸亚铁晶体,其中U含量为0.06ppm。

负载纯U的有机相采用含Na2SO4的H2SO4溶液进行反萃,其中[Na+]=1.0mol/L,[H+]=0.8mol/L,获得UO2SO4溶液,再采用NaOH中和沉淀,控制pH>7,固液分离后获得重铀酸钠和Na2SO4溶液。Na2SO4溶液经负压蒸发浓缩,返回流程配制U的反萃剂。重铀酸钠中U>60%,Fe 0.015%,ThO2<0.01%,REO<0.01%,SiO2<0.03%。

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