JPH02236236A - 金属の回収方法 - Google Patents
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Abstract
(57)【要約】本公報は電子出願前の出願データであるた
め要約のデータは記録されません。
め要約のデータは記録されません。
Description
【発明の詳細な説明】
〔産業上の利用分野〕
本発明は、一般的には、稀薄な源固形物から金属値右よ
びフッ化水素酸の回収に関し、詳細には鉱石、濃縮物ま
たは通常の等級のスズスラッジを常法により処理した後
に残るスラッジからタンタノベコロンビウム、ウランお
よびトリウムの回収に関する。
びフッ化水素酸の回収に関し、詳細には鉱石、濃縮物ま
たは通常の等級のスズスラッジを常法により処理した後
に残るスラッジからタンタノベコロンビウム、ウランお
よびトリウムの回収に関する。
各種の天然鉱石、濃縮物およびスラッジを処理して金属
値を回収する方法が多数提案されている。
値を回収する方法が多数提案されている。
有益な鉱石または広汎に利用可能なスズスラッジからタ
ンタルおよびコロンビウム（ニオブとしても知られてい
る）を抽出しかつ分離する一つの商業的手法は、米国特
許第２． ７６７． ０４７号、第２． ９５３， ４
５３号、第２． ９６２． ３７２号、第３， １１７
． ８３３号、第３． ３００． ２９７号、第３．
６５８， ５１１号、第３． ７１２， ９３９号およ
び第４． １６４． ４１７号明細書に詳細に記載され
ている。この方法では、材料固形物を熱濃フッ化水素酸
で温浸して大半のタンタルおよびコロンビウム値をフッ
化物として可溶化する。溶解した金属値を含む液体を廃
棄スラッジから分離して、多段階液一液抽出力スケード
中で処理して、金属値をメチルイソブチルケトン（ＩＪ
ＩＢＫ）で抽出する。この方法から得られる廃棄スラッ
ジは未だウランやトリウムのような不溶分を含んでおり
、この連行された不溶分にはかなりの量の溶解したタン
タルおよびコロンビウムくそれぞれ約１〜５重量％）も
含んでいる。ウランおよびトリウムの処理は核物質規制
委員会（ＮＲＣ） によって規制されている。現在は、
この廃棄スラッジのバルクは少量の残留金属値を回収す
ることが困難であるため鉱石処理施設に備蓄されており
、処理の問題が次第に大きくなりかつ未開臭金属値から
の損失収益が生じる。
ンタルおよびコロンビウム（ニオブとしても知られてい
る）を抽出しかつ分離する一つの商業的手法は、米国特
許第２． ７６７． ０４７号、第２． ９５３， ４
５３号、第２． ９６２． ３７２号、第３， １１７
． ８３３号、第３． ３００． ２９７号、第３．
６５８， ５１１号、第３． ７１２， ９３９号およ
び第４． １６４． ４１７号明細書に詳細に記載され
ている。この方法では、材料固形物を熱濃フッ化水素酸
で温浸して大半のタンタルおよびコロンビウム値をフッ
化物として可溶化する。溶解した金属値を含む液体を廃
棄スラッジから分離して、多段階液一液抽出力スケード
中で処理して、金属値をメチルイソブチルケトン（ＩＪ
ＩＢＫ）で抽出する。この方法から得られる廃棄スラッ
ジは未だウランやトリウムのような不溶分を含んでおり
、この連行された不溶分にはかなりの量の溶解したタン
タルおよびコロンビウムくそれぞれ約１〜５重量％）も
含んでいる。ウランおよびトリウムの処理は核物質規制
委員会（ＮＲＣ） によって規制されている。現在は、
この廃棄スラッジのバルクは少量の残留金属値を回収す
ることが困難であるため鉱石処理施設に備蓄されており
、処理の問題が次第に大きくなりかつ未開臭金属値から
の損失収益が生じる。
他の鉱石処理法の一般的説明は、「二オブ、タンタルお
よびバナジウムの抽出による冶金（Ｅｘｔ−ｒａｃｔｌ
ｖｅ Ｍｅｔａｌｌｕｒｇｙ ｏｆ Ｎｉｏｂｉｕｍ，
Ｔａｎｔａｌｕｍ ａｎｄＶａｎａｄｉｕｍ）
Ｊ 、ＩＮＴεＲＮＡＴＩＯＮＡＬ ＭＥＴＡＬＳ Ｒ
ＥＶＩＥＷ ，１９８４年、２９巻、２６号、４０５−
４４４頁、金属学会（ロンドン）発行に記載されている
。
よびバナジウムの抽出による冶金（Ｅｘｔ−ｒａｃｔｌ
ｖｅ Ｍｅｔａｌｌｕｒｇｙ ｏｆ Ｎｉｏｂｉｕｍ，
Ｔａｎｔａｌｕｍ ａｎｄＶａｎａｄｉｕｍ）
Ｊ 、ＩＮＴεＲＮＡＴＩＯＮＡＬ ＭＥＴＡＬＳ Ｒ
ＥＶＩＥＷ ，１９８４年、２９巻、２６号、４０５−
４４４頁、金属学会（ロンドン）発行に記載されている
。
本発明の目的は、鉱石の溶解物および濃縮物のような稀
薄な源固形物から金属値を効率的に回収する方法を提供
することである。本発明のもう一つの目的は稀薄な水性
処理流から金属値を良好に抽出するイオン交換法を提供
することである。
薄な源固形物から金属値を効率的に回収する方法を提供
することである。本発明のもう一つの目的は稀薄な水性
処理流から金属値を良好に抽出するイオン交換法を提供
することである。
本発明の更にもう一つの目的は金属値回収工程に用いら
れるフッ化水素酸を回収し、リサイクルすることである
。
れるフッ化水素酸を回収し、リサイクルすることである
。
本発明の更にもう一つの目的は、通常の処置にとって安
全な固形および液状廃棄生成物を提供する稀薄な源固形
物の金属値回収法を提供することである。
全な固形および液状廃棄生成物を提供する稀薄な源固形
物の金属値回収法を提供することである。
本発明は、鉱石および濃縮物の処理から生成するスラッ
ジ残渣のような稀薄な源固形物から金属値、特にタンタ
ル、コロンビウム、ウランおよびトリウムを効率的に回
収する方法を提供する。この方法の第一段階では、希フ
ツ化水素酸をスラ・ソジ残渣と十分に混合してスラリー
を形成する。生成するスラリーは、特に溶解したタンタ
ルおよびコロンビウム値を含む希水性酸相と未溶解固形
物相とを含んで成る。スラリーを形成した結果、残渣に
おける金属値の濃度は減少する。しかしながら、できる
だけ多量な金属を回収するためには、固形物と共に残っ
ている液体をできるだけ希釈する必要がある。これは、
向流洗浄によって好ましく行われるが、多段階沈降およ
び傾瀉洗浄操作を用いることもできる。次に、水性酸相
を未溶解固形物相から分離して生成する水性酸相を好ま
しくは研磨フィルターによって清澄にして、残留固形物
を除去する。この後、タンタルおよびコロンヒ゛ウム値
を、液体イオン交換体によって水性酸相から抽出する。
ジ残渣のような稀薄な源固形物から金属値、特にタンタ
ル、コロンビウム、ウランおよびトリウムを効率的に回
収する方法を提供する。この方法の第一段階では、希フ
ツ化水素酸をスラ・ソジ残渣と十分に混合してスラリー
を形成する。生成するスラリーは、特に溶解したタンタ
ルおよびコロンビウム値を含む希水性酸相と未溶解固形
物相とを含んで成る。スラリーを形成した結果、残渣に
おける金属値の濃度は減少する。しかしながら、できる
だけ多量な金属を回収するためには、固形物と共に残っ
ている液体をできるだけ希釈する必要がある。これは、
向流洗浄によって好ましく行われるが、多段階沈降およ
び傾瀉洗浄操作を用いることもできる。次に、水性酸相
を未溶解固形物相から分離して生成する水性酸相を好ま
しくは研磨フィルターによって清澄にして、残留固形物
を除去する。この後、タンタルおよびコロンヒ゛ウム値
を、液体イオン交換体によって水性酸相から抽出する。
タンタルおよびコロンビウム値を、何らかの好適なスト
リッピング剤、好ましくは水性の酸性フッ化アンモニウ
ムによってイオン交換体からストリップする。タンタル
およびコロンビウムを、塩基好ましくはアンモニアまた
は水酸化アンモニウムを用いて沈澱させることによって
固形物として回収する。沈澱したタンタルおよびコロン
ビウム水酸化物を濾過によって液体から分離する。タン
タルおよびコロンビウム水酸化物を鉱石温浸揉作にリサ
イクルし、液体は廃棄する。
リッピング剤、好ましくは水性の酸性フッ化アンモニウ
ムによってイオン交換体からストリップする。タンタル
およびコロンビウムを、塩基好ましくはアンモニアまた
は水酸化アンモニウムを用いて沈澱させることによって
固形物として回収する。沈澱したタンタルおよびコロン
ビウム水酸化物を濾過によって液体から分離する。タン
タルおよびコロンビウム水酸化物を鉱石温浸揉作にリサ
イクルし、液体は廃棄する。
タンタルおよびコロンビウム金属を含む水性酸相から分
離される未溶解固形物相を、次のようにして処理する。
離される未溶解固形物相を、次のようにして処理する。
第一に、固形物相を硫酸と共に加熱して、水不溶性フッ
化物を水溶性の硫酸化された固形物と気体状のフッ化水
素酸とに変換する。
化物を水溶性の硫酸化された固形物と気体状のフッ化水
素酸とに変換する。
第二に、気体状のフッ化水素酸を濃縮して濃縮物をリサ
イクルし、第三に、硫酸化された固形物を希硫酸で浸出
してウランとトリウムを可溶化し、ウランとトリウムを
液体イオン交換法によって濃縮して、水酸化物として回
収した後、塩基でストリッピング操作を行い、第四に残
留している硫酸化された固形物は、核物質規制委員会の
規制にしたがって廃棄するのに好適である。
イクルし、第三に、硫酸化された固形物を希硫酸で浸出
してウランとトリウムを可溶化し、ウランとトリウムを
液体イオン交換法によって濃縮して、水酸化物として回
収した後、塩基でストリッピング操作を行い、第四に残
留している硫酸化された固形物は、核物質規制委員会の
規制にしたがって廃棄するのに好適である。
本発明は、鉱石の処理から生成するスラッジ残渣のよう
な稀薄な源固形物からタンタノベコロンビウム、ウラン
およびトリウムのような金属値を経済的に回収する方法
に関する。本発明は、有毒な液状右よび固形廃棄物を少
なくしてスラッジ残渣から金属値を回収する方法にも関
する。本発明は、稀薄な水性処理流からタンタルおよび
コロンビウム金属値を抽出するイオン交換法にも関する
。
な稀薄な源固形物からタンタノベコロンビウム、ウラン
およびトリウムのような金属値を経済的に回収する方法
に関する。本発明は、有毒な液状右よび固形廃棄物を少
なくしてスラッジ残渣から金属値を回収する方法にも関
する。本発明は、稀薄な水性処理流からタンタルおよび
コロンビウム金属値を抽出するイオン交換法にも関する
。
更に、本発明は、金属値回収法に用いられるフッ化水素
酸を回収し、リサイクルする方法にも関する。
酸を回収し、リサイクルする方法にも関する。
第１図に最も良好に示されているように、本発明の方法
は、通常の金属値処理部２０、スラッジスラリー化およ
び分離部４０、タンタルおよびコロンビウム抽出および
回収部６０、スラッジ硫酸化／加熱部８０、スラッジ浸
出部１２０およびトリウムおよびウラン抽出および回収
部１４０を有する一体化された金属値回収系１０で行う
ことができる。更に、酸回収部１００を、酸を回収およ
びリサイクルするのに設けてもよい。水性廃棄流処理部
１６０を総合的な金属値回収系１０に設けて、安全に廃
棄するための残渣流を調製する。
は、通常の金属値処理部２０、スラッジスラリー化およ
び分離部４０、タンタルおよびコロンビウム抽出および
回収部６０、スラッジ硫酸化／加熱部８０、スラッジ浸
出部１２０およびトリウムおよびウラン抽出および回収
部１４０を有する一体化された金属値回収系１０で行う
ことができる。更に、酸回収部１００を、酸を回収およ
びリサイクルするのに設けてもよい。水性廃棄流処理部
１６０を総合的な金属値回収系１０に設けて、安全に廃
棄するための残渣流を調製する。
第１図の一体化した工程からの個々の処理部を、第２図
から第８図に詳細に例示する。
から第８図に詳細に例示する。
従来の金属値回収
第２図は、天然の鉱石、スラッジまたは濃縮物からタン
タル右よびコロンビウム値を回収するための従来の処理
法を示している。
タル右よびコロンビウム値を回収するための従来の処理
法を示している。
第２図に示されるように、鉱石、スラッジまたは濃縮物
の固形材料流２１を調製して２２、酸溶解することによ
って、粒度を減少させ、金属値の不純物からの分離を容
易にする。供給材料を調製するには、単なる磨砕または
圧潰で十分なこともある。
の固形材料流２１を調製して２２、酸溶解することによ
って、粒度を減少させ、金属値の不純物からの分離を容
易にする。供給材料を調製するには、単なる磨砕または
圧潰で十分なこともある。
次に、調製した固形物の材料流２３を、熱濃フッ化水素
酸を含む浸出装置に導入して、タンクルおよびコロンビ
ウム成分を溶解させる。本発明の方法で回収されるタン
タルおよびコロンビウム濃縮物７１は、浸出装置２４に
リサイクルすることができた。通常は７０重量％の濃フ
ッ化水素酸を約４０〜５０重量％へ希釈したものが好ま
しい出発物質であるが、本発明の一部として回収される
リサイクルされたフッ化水素酸１１０を含むこれよりも
弱いまたは強い等級の酸を用いてもよい。供給材料を溶
解するのに用いられるフッ化水素酸は、硫酸、シュウ酸
または塩酸のような他の酸で補足してもよい。
酸を含む浸出装置に導入して、タンクルおよびコロンビ
ウム成分を溶解させる。本発明の方法で回収されるタン
タルおよびコロンビウム濃縮物７１は、浸出装置２４に
リサイクルすることができた。通常は７０重量％の濃フ
ッ化水素酸を約４０〜５０重量％へ希釈したものが好ま
しい出発物質であるが、本発明の一部として回収される
リサイクルされたフッ化水素酸１１０を含むこれよりも
弱いまたは強い等級の酸を用いてもよい。供給材料を溶
解するのに用いられるフッ化水素酸は、硫酸、シュウ酸
または塩酸のような他の酸で補足してもよい。
実際には、フッ化水素酸を浸出装置中で少なくとも７０
℃〜７５℃に加熱した後、調製した供給材料２３を好ま
しくは浸出装置中でほぼ一定温度に保持するように浸出
装置２４に加える。高温に保持する必要があるときには
、追加の熱を供給する。固形物の酸溶解をこれらの条件
下で継続して、タンタルおよびコロンビウム値の９５〜
９９＋％がフッ化水素酸に溶解するようにする。
℃〜７５℃に加熱した後、調製した供給材料２３を好ま
しくは浸出装置中でほぼ一定温度に保持するように浸出
装置２４に加える。高温に保持する必要があるときには
、追加の熱を供給する。固形物の酸溶解をこれらの条件
下で継続して、タンタルおよびコロンビウム値の９５〜
９９＋％がフッ化水素酸に溶解するようにする。
次に、浸出装置２４からのスラリー流２５を分離装置２
６、例えば過圧フィルターに供給して液体流２７および
スラッジ流２８を生成させる。スラッジ流２８からの液
体流２７の分離は、できるだけ少ない水で洗浄して液体
流２７中のタンタノベコロンビウムおよび遊離酸を高濃
度に保持することによって好ましく達成される。液体流
２７は従来の多段階液体液体抽出力スケード２９，３０
．３１および３２に供給され、溶解したタンタルおよび
コロンビウム値は抽出媒として不混和性有機溶媒好まし
くはＭＩＢＫを用いて水性フッ化水素酸溶液から選択的
に抽出され、抽出されてしまった後の水性流３３は廃棄
処理へと進む。この抽出法は実際に最も大きな成功を納
めたものであり、米国特許第３． ７１２． ９３９号
明細書に更に詳細に記載されており、詳細は前記特許明
細書を参照されたい。
６、例えば過圧フィルターに供給して液体流２７および
スラッジ流２８を生成させる。スラッジ流２８からの液
体流２７の分離は、できるだけ少ない水で洗浄して液体
流２７中のタンタノベコロンビウムおよび遊離酸を高濃
度に保持することによって好ましく達成される。液体流
２７は従来の多段階液体液体抽出力スケード２９，３０
．３１および３２に供給され、溶解したタンタルおよび
コロンビウム値は抽出媒として不混和性有機溶媒好まし
くはＭＩＢＫを用いて水性フッ化水素酸溶液から選択的
に抽出され、抽出されてしまった後の水性流３３は廃棄
処理へと進む。この抽出法は実際に最も大きな成功を納
めたものであり、米国特許第３． ７１２． ９３９号
明細書に更に詳細に記載されており、詳細は前記特許明
細書を参照されたい。
固形材料流２１とこの方法によって生成する残留スラッ
ジ２８の組成は、供給材料の種類および起源によってか
なり変化する。例えば、典型的なタンタル石鉱石は２０
％〜５０％のタンタルを含み、コロンビウムは約１％〜
１０％しか含まないが、コロンブ石は３％〜２０％のタ
ンタルと１０％〜３０％のコロ？ヒウムヲ含ム。東洋（
マレーシア産）のスズスラッジはそれぞれの金属を２％
〜５％含むがアフリカ産スズスラッジはそれぞれの金属
を５％〜１５％含むことがある。スズスラッジ中の不純
物は、典型的にはＣａＯ（５〜２０％） 、Ｓｌ口２
（１０〜４０％）、Ｆｅ口（５ 〜２０％） 、ＴＩ
０２（５〜１５％） 、Ａｌ２０３（５ 〜１０％）
、ＺｒＯ■（１〜５％）およびその他各種の微量元素
、通常は幾らかのトリウムおよびウランを含む。
ジ２８の組成は、供給材料の種類および起源によってか
なり変化する。例えば、典型的なタンタル石鉱石は２０
％〜５０％のタンタルを含み、コロンビウムは約１％〜
１０％しか含まないが、コロンブ石は３％〜２０％のタ
ンタルと１０％〜３０％のコロ？ヒウムヲ含ム。東洋（
マレーシア産）のスズスラッジはそれぞれの金属を２％
〜５％含むがアフリカ産スズスラッジはそれぞれの金属
を５％〜１５％含むことがある。スズスラッジ中の不純
物は、典型的にはＣａＯ（５〜２０％） 、Ｓｌ口２
（１０〜４０％）、Ｆｅ口（５ 〜２０％） 、ＴＩ
０２（５〜１５％） 、Ａｌ２０３（５ 〜１０％）
、ＺｒＯ■（１〜５％）およびその他各種の微量元素
、通常は幾らかのトリウムおよびウランを含む。
鉱石、スラッジまたは濃縮物の温漫の後に残っているス
ラッジは、主として未反応物質、不溶性フッ化物塩、お
よびフッ化水素酸含脊温浸液体である。温漫の後に残っ
ているスラッジ流２８を様々な時点で分析し、約３０％
〜６０％の水分と、乾燥重量に対して最大約３．６％ま
でのタンタノベ最大約３．０％までのコロンビウム、最
大約１％までのウラン、最大約１％までのトリウム、お
よび最大約４０％までのフッ化物を含むことを見出だし
た。乾燥重量では、スラッジ重量は、供給材料の起源（
組成）により、初期供給面形物重量の約２５％から７５
％まで変化する。
ラッジは、主として未反応物質、不溶性フッ化物塩、お
よびフッ化水素酸含脊温浸液体である。温漫の後に残っ
ているスラッジ流２８を様々な時点で分析し、約３０％
〜６０％の水分と、乾燥重量に対して最大約３．６％ま
でのタンタノベ最大約３．０％までのコロンビウム、最
大約１％までのウラン、最大約１％までのトリウム、お
よび最大約４０％までのフッ化物を含むことを見出だし
た。乾燥重量では、スラッジ重量は、供給材料の起源（
組成）により、初期供給面形物重量の約２５％から７５
％まで変化する。
残留スラッジのスラリー化
第３図は、本発明の方法によりスラッジからタンタルお
よびコロンビウム金属値を良好に回収するための工程部
分を例示する。
よびコロンビウム金属値を良好に回収するための工程部
分を例示する。
本発明によれば、第２図の従来の鉱石処理部からの残留
スラッジ流２８を１個以上のスラリー化容器４ｌ、好ま
しくは多段階向流容器中で、約５０゜〜９５℃の温度で
約１５〜３０分間水性フッ化水素酸によりスラリー化す
る。フッ化水素酸の濃度は広範囲に変化させてもよく、
好ましい濃度は経済性および加工の容易さから約３％〜
５％である。フッ化水素酸中でスラリー化することによ
り、スラッジ固形物からのスラッジ中に含まれる溶解タ
ンタルおよびコロンビウム値はほとんどなくなる。また
、スラリー化中に、全部ではないが、固形物中に残って
いる未溶解タンタルおよびコロンビウム材料の幾らかは
可溶化する。
スラッジ流２８を１個以上のスラリー化容器４ｌ、好ま
しくは多段階向流容器中で、約５０゜〜９５℃の温度で
約１５〜３０分間水性フッ化水素酸によりスラリー化す
る。フッ化水素酸の濃度は広範囲に変化させてもよく、
好ましい濃度は経済性および加工の容易さから約３％〜
５％である。フッ化水素酸中でスラリー化することによ
り、スラッジ固形物からのスラッジ中に含まれる溶解タ
ンタルおよびコロンビウム値はほとんどなくなる。また
、スラリー化中に、全部ではないが、固形物中に残って
いる未溶解タンタルおよびコロンビウム材料の幾らかは
可溶化する。
スラリー化容器４１中の固形物／液体混合物分離し、す
なわち濾過または傾瀉し、追加のタンクルおよびコロン
ビウム値を含む液体流５０と、特に未溶解固形物化合物
と溶解したタンタルおよびコロンビウムを有する吸蔵さ
れた温浸液体を含む残渣スラリ−４３を生成する。
なわち濾過または傾瀉し、追加のタンクルおよびコロン
ビウム値を含む液体流５０と、特に未溶解固形物化合物
と溶解したタンタルおよびコロンビウムを有する吸蔵さ
れた温浸液体を含む残渣スラリ−４３を生成する。
残渣スラリ−４３を多段階向流洗浄混合物４４のカスケ
ードに供給してこれを新鮮なフッ化水素酸および／また
は水で十分に洗浄して、タンタルおよび／またはコロン
ビウムを含有する温浸液体を回収する。洗浄工程は、好
ましくは多段階沈降右よび傾瀉または多段階ベルトフィ
ルター洗浄によって行う。スラリー化工程において形成
される液体の量を最少限にするには、平衡系は、濾過揉
作４８および多段階洗浄ミキサー４の洗浄水としてスラ
リー化／分離揉作４１に入る総ての水およびフッ化水素
酸溶液４６を加える。本発明の目的は液体の容積を最少
限にすることによって、第４図に示されるような後のア
ミン抽出工程の為の液体流中の金属値の高濃度を保持す
ることであるので、これは、限定されたまたは体何時の
段階の固形物の洗浄の通常の実施とは反対である。
ードに供給してこれを新鮮なフッ化水素酸および／また
は水で十分に洗浄して、タンタルおよび／またはコロン
ビウムを含有する温浸液体を回収する。洗浄工程は、好
ましくは多段階沈降右よび傾瀉または多段階ベルトフィ
ルター洗浄によって行う。スラリー化工程において形成
される液体の量を最少限にするには、平衡系は、濾過揉
作４８および多段階洗浄ミキサー４の洗浄水としてスラ
リー化／分離揉作４１に入る総ての水およびフッ化水素
酸溶液４６を加える。本発明の目的は液体の容積を最少
限にすることによって、第４図に示されるような後のア
ミン抽出工程の為の液体流中の金属値の高濃度を保持す
ることであるので、これは、限定されたまたは体何時の
段階の固形物の洗浄の通常の実施とは反対である。
洗浄された固形物のスラリ−４７を濾過して４８、洗浄
し、スラリー化した固形物４９と極めて稀薄な濾液４５
であって洗浄ミキサー４４にリサイクルされるものを生
成する。ここにおいて、濾液４５を新，鮮で稀薄な水性
フッ化水素酸と混合して、新鮮な入ってくるスラリ−４
３中の固形物を洗浄するのに用いる。溶液は更に濃縮し
た液体４６としてスラＩＪ ＋化容器４ｌに戻され、ス
ラッジ２８と混合することによってその濃度を最大値ま
で増加させる。細孔限度まで濃縮した濾液を液体流５０
として取り出し、好ましくは透明化装置５１に送る。透
明化装置５１からの固形物５２を洗浄ミキサー４４に戻
す。Ｔａおよびｃｂを含む透明化した液体流５３は第４
図に記載されているＴａおよびｃｂの抽ａおよび回収装
置に送られる。透明化した液体流５３中のタンタルおよ
びコロンビウム値の濃度は、スラッジ２８中の可溶性タ
ンタルおよびコロンビウムの量によって広範囲に変動す
る。濃度は、通常はそれぞれ溶解したＴａ２０ｓおよび
［’ｂ２０． １リットル当り２〜６ｇである。透明化
した液体流５３は、３〜５％のフッ化水素酸も含む。透
明化した液体流５３は、続いて第１図の抽出部６０に送
られ、第４図について後で記載されるタンタルおよびコ
ロンビウムを回収する。
し、スラリー化した固形物４９と極めて稀薄な濾液４５
であって洗浄ミキサー４４にリサイクルされるものを生
成する。ここにおいて、濾液４５を新，鮮で稀薄な水性
フッ化水素酸と混合して、新鮮な入ってくるスラリ−４
３中の固形物を洗浄するのに用いる。溶液は更に濃縮し
た液体４６としてスラＩＪ ＋化容器４ｌに戻され、ス
ラッジ２８と混合することによってその濃度を最大値ま
で増加させる。細孔限度まで濃縮した濾液を液体流５０
として取り出し、好ましくは透明化装置５１に送る。透
明化装置５１からの固形物５２を洗浄ミキサー４４に戻
す。Ｔａおよびｃｂを含む透明化した液体流５３は第４
図に記載されているＴａおよびｃｂの抽ａおよび回収装
置に送られる。透明化した液体流５３中のタンタルおよ
びコロンビウム値の濃度は、スラッジ２８中の可溶性タ
ンタルおよびコロンビウムの量によって広範囲に変動す
る。濃度は、通常はそれぞれ溶解したＴａ２０ｓおよび
［’ｂ２０． １リットル当り２〜６ｇである。透明化
した液体流５３は、３〜５％のフッ化水素酸も含む。透
明化した液体流５３は、続いて第１図の抽出部６０に送
られ、第４図について後で記載されるタンタルおよびコ
ロンビウムを回収する。
透明化は、好ましくは研暦フィルターで行う。
本発明の方法のこの時点で、最初は供給スラッジ流２８
中にあったタンタルおよびコロンビウム値の通常は約８
０〜９５％我透明化した液体流５３に送られ、その後第
４図の抽出部で回収される。スラリー化した固形物流４
９は、第５図に関して後で記載される硫酸化工程に送ら
れる。
中にあったタンタルおよびコロンビウム値の通常は約８
０〜９５％我透明化した液体流５３に送られ、その後第
４図の抽出部で回収される。スラリー化した固形物流４
９は、第５図に関して後で記載される硫酸化工程に送ら
れる。
多数の試験を実験室およびパイロットプラントで行い、
この方法の各段階での処理変数の多くの影響を計測した
。第３図に例示されたスラッジのスラリー化工程では、
数個の観察を行った。第一には、スラリー化タンク４１
中でのスラッジ接触時間は、１５分間を超過して回収さ
れるタンタルおよびコロンビウム値の増加が最少限にな
ることが見出だされた。第二に、反応温度を約５０℃か
ら約９５℃へ増加しおよび／または酸濃度を約１重量％
から約５重量％へ増加させると、金属値の解離が若干改
良され、第三に、スラリー化４Ｉ中の液体対固体比率（
リットル／ｋｇ）がスラリーからの金属値の回収に最も
重要な影響を与えることが見出だされた。約７０℃〜７
５℃の好ましい温度範囲および３（重量）％〜５ （重
量）％の好ましい酸濃度範囲内では、スラッジからの金
Ｒ値を最も有効に遊離させるためには液体対固形物比率
は１．５より大きく、好ましくは３〜５ （すなわち、
スラッジＩｋｇ当りフッ化水素酸３〜５リットル）であ
るべきことを見出だした。
この方法の各段階での処理変数の多くの影響を計測した
。第３図に例示されたスラッジのスラリー化工程では、
数個の観察を行った。第一には、スラリー化タンク４１
中でのスラッジ接触時間は、１５分間を超過して回収さ
れるタンタルおよびコロンビウム値の増加が最少限にな
ることが見出だされた。第二に、反応温度を約５０℃か
ら約９５℃へ増加しおよび／または酸濃度を約１重量％
から約５重量％へ増加させると、金属値の解離が若干改
良され、第三に、スラリー化４Ｉ中の液体対固体比率（
リットル／ｋｇ）がスラリーからの金属値の回収に最も
重要な影響を与えることが見出だされた。約７０℃〜７
５℃の好ましい温度範囲および３（重量）％〜５ （重
量）％の好ましい酸濃度範囲内では、スラッジからの金
Ｒ値を最も有効に遊離させるためには液体対固形物比率
は１．５より大きく、好ましくは３〜５ （すなわち、
スラッジＩｋｇ当りフッ化水素酸３〜５リットル）であ
るべきことを見出だした。
稀薄な水性流からのタンタルふよびコロンビウムの分離
第４図は、本発明の第１図のボックス６０に示されたタ
ンタルおよびコロンビウム分離工程に含まれる基本段階
を示す。コロンビウムおよびタンタル値を含む第３図の
スラッジスラリー化工程からの透明化した液体流５３を
、袖出装匿６１で金属値を抽出するのに好適なアミンを
含む有機溶媒６２と混合する。稀薄な水性流から金属値
を回収して濃縮するには、Ｎ−ラウリル−トリアルキル
メチルアミンのような第二級アミンが特に好適であるこ
とが見出だされた。好ましい態様では、第二級アミンを
ケロシン留分またはミネラルスピリットのような実質的
に水不溶性の有機溶媒およびイソデカノール、トリデカ
ノーノベ正デカノールまたは他の長鎖アルコールのよう
な改質剤で約０．１〜０．３モルまで希釈して有機およ
び水性相の分離を容易にする。一連の抽出装置６１、例
えば多段階向流液体一液体抽出装置を用いて金属値の回
収を向上させることも好ましい。
ンタルおよびコロンビウム分離工程に含まれる基本段階
を示す。コロンビウムおよびタンタル値を含む第３図の
スラッジスラリー化工程からの透明化した液体流５３を
、袖出装匿６１で金属値を抽出するのに好適なアミンを
含む有機溶媒６２と混合する。稀薄な水性流から金属値
を回収して濃縮するには、Ｎ−ラウリル−トリアルキル
メチルアミンのような第二級アミンが特に好適であるこ
とが見出だされた。好ましい態様では、第二級アミンを
ケロシン留分またはミネラルスピリットのような実質的
に水不溶性の有機溶媒およびイソデカノール、トリデカ
ノーノベ正デカノールまたは他の長鎖アルコールのよう
な改質剤で約０．１〜０．３モルまで希釈して有機およ
び水性相の分離を容易にする。一連の抽出装置６１、例
えば多段階向流液体一液体抽出装置を用いて金属値の回
収を向上させることも好ましい。
好ましい液体アミンイオン交換体を用いる抽出は、固形
物アニオン交換樹脂による抽出と同様な挙動を示す。タ
ンタルおよびコロンビウム金属値は、抽出装置６１中の
アミン含有有機溶媒６２と接触中に透明化した液体流５
３から抽出されて、金属保持有機溶媒流６３を生成する
。金属保持有機溶媒流６３を次に一連のスｌ−Ｕッピン
グ／再生装置６４に送り、この流を、ＮＨ，ＦＨＦ（Ｎ
Ｈ４１１Ｆ２） ． ＨＦ ． ＮＨ４Ｆ ， ＮＨ４
Ｃｌ，ＮＨ，Ｆ／ＨＣＩ ， ＨＣＩ ， Ｈ
，ＳＯ４ ， Ｎａ２Ｃｏ，， （ＮＨ，），Ｃ
Ｄ３，ＮａＯｆｌまたは他の組合せでもよい水性ストリ
ッピング溶液６５と接触させて、溶解したタンタルおよ
びコロンビウム値を含む水性の酸性流または沈澱したタ
ンタルおよびコロンビウム水酸化物を含む塩基性の水性
流を生成する。
物アニオン交換樹脂による抽出と同様な挙動を示す。タ
ンタルおよびコロンビウム金属値は、抽出装置６１中の
アミン含有有機溶媒６２と接触中に透明化した液体流５
３から抽出されて、金属保持有機溶媒流６３を生成する
。金属保持有機溶媒流６３を次に一連のスｌ−Ｕッピン
グ／再生装置６４に送り、この流を、ＮＨ，ＦＨＦ（Ｎ
Ｈ４１１Ｆ２） ． ＨＦ ． ＮＨ４Ｆ ， ＮＨ４
Ｃｌ，ＮＨ，Ｆ／ＨＣＩ ， ＨＣＩ ， Ｈ
，ＳＯ４ ， Ｎａ２Ｃｏ，， （ＮＨ，），Ｃ
Ｄ３，ＮａＯｆｌまたは他の組合せでもよい水性ストリ
ッピング溶液６５と接触させて、溶解したタンタルおよ
びコロンビウム値を含む水性の酸性流または沈澱したタ
ンタルおよびコロンビウム水酸化物を含む塩基性の水性
流を生成する。
ストリッピング溶液６５の濃度は本発明の方法の化学に
とって重要ではない。しかしながら、経済性を向上させ
るためには、溶液を濃縮することが好ましい。更に、経
済的な理由から、有機層対ストリγピング相の容積比は
、有機層対ストリッピング相からの金属の完全な移動と
実質的に一致する程度の高さである。抽出工程の温度は
便宜状の問題であり、通常は周囲温度で行う。
とって重要ではない。しかしながら、経済性を向上させ
るためには、溶液を濃縮することが好ましい。更に、経
済的な理由から、有機層対ストリγピング相の容積比は
、有機層対ストリッピング相からの金属の完全な移動と
実質的に一致する程度の高さである。抽出工程の温度は
便宜状の問題であり、通常は周囲温度で行う。
好ましい態様では、水性ストリッピング溶液６５が酸性
であるときには、水性ストリッピング溶液６６を容器６
８に送り、金属値を化学量論的に過剰量の塩基、好まし
くはガス状または水性アンモニアと反応させて、金属水
酸化物の沈＃６９を形成させる。容器７０で傾瀉および
／または濾過した後、タンタルおよびコロンビウム濃縮
物を含む固形物流７１を、好ましくは第２図の処理部２
０における温浸装置２４にリサイクルして、第２図に関
して上記した従来の手段によって追加のタンタルおよび
コロンピウム値を回収する。液体状濾液７２の一部をフ
ッ化水素酸で酸性にして７３、ス｝ ＩＪッピング溶液
６５としてリサイクルする。液状濾液７２の残りの部分
７４および抽出６１から来る水性溶液７５を、廃棄処理
（第８図）に送る。
であるときには、水性ストリッピング溶液６６を容器６
８に送り、金属値を化学量論的に過剰量の塩基、好まし
くはガス状または水性アンモニアと反応させて、金属水
酸化物の沈＃６９を形成させる。容器７０で傾瀉および
／または濾過した後、タンタルおよびコロンビウム濃縮
物を含む固形物流７１を、好ましくは第２図の処理部２
０における温浸装置２４にリサイクルして、第２図に関
して上記した従来の手段によって追加のタンタルおよび
コロンピウム値を回収する。液体状濾液７２の一部をフ
ッ化水素酸で酸性にして７３、ス｝ ＩＪッピング溶液
６５としてリサイクルする。液状濾液７２の残りの部分
７４および抽出６１から来る水性溶液７５を、廃棄処理
（第８図）に送る。
スラリー化したスラッジの加熱
第５図は、本発明によるスラッジからの金属値の良好な
回収および重要な副生成物であるフッ化水素酸の回収の
処理部を示している。
回収および重要な副生成物であるフッ化水素酸の回収の
処理部を示している。
（第３図からの）スラリー化したスラッジ流４９は、好
ましくは乾燥して残留水分８ｌを除去して、圧潰まは磨
砕８２シた後、化学量論的に過剰量、好ましくは硫酸塩
対フッ化物等量に対して１０〜１５％またはそれ以上の
硫酸と混合またはブレンドした後、加熱して酸および追
加の金属値を回収する。
ましくは乾燥して残留水分８ｌを除去して、圧潰まは磨
砕８２シた後、化学量論的に過剰量、好ましくは硫酸塩
対フッ化物等量に対して１０〜１５％またはそれ以上の
硫酸と混合またはブレンドした後、加熱して酸および追
加の金属値を回収する。
或いは、濃硫酸を、加熱装置８４、例えば回転式焼成装
置中で予備混合することなしに固形物に直接加えてもよ
いが、相応する量のフッ化物を除去するには１００％過
剰景の酸くすなわち、含まれるフッ素の各等量に対して
２倍量の｝１２ｓＯ４）を必要とするので不経済である
ことが判った。更に、このような過剰の酸条件下でも固
形物からのフッ化物の除去は、加熱の前に硫酸をスラッ
ジと十分に予備混合するときほど完全ではない。
置中で予備混合することなしに固形物に直接加えてもよ
いが、相応する量のフッ化物を除去するには１００％過
剰景の酸くすなわち、含まれるフッ素の各等量に対して
２倍量の｝１２ｓＯ４）を必要とするので不経済である
ことが判った。更に、このような過剰の酸条件下でも固
形物からのフッ化物の除去は、加熱の前に硫酸をスラッ
ジと十分に予備混合するときほど完全ではない。
実際に、固形物の加熱は、連続的には２００℃〜４００
℃で約１時間〜１０時間行うことができる。
℃で約１時間〜１０時間行うことができる。
３５０℃〜４００℃の温度で約２時間加熱を行い、過剰
の硫酸を気化するのが好ましい。しかしながら、加熱温
度は、装置の過度の摩耗を回避するように制御すべきで
ある。
の硫酸を気化するのが好ましい。しかしながら、加熱温
度は、装置の過度の摩耗を回避するように制御すべきで
ある。
加熱中に硫酸は浸出されたスラッジ中でフッ化物塩と反
応して、フッ化物塩は硫酸塩に変換する。
応して、フッ化物塩は硫酸塩に変換する。
加熱された硫酸化された固形物８６を加熱窯８４から取
り出し、所望ならば粉砕またはボールミルを行う８７。
り出し、所望ならば粉砕またはボールミルを行う８７。
粉砕した硫酸化したスラッジ固形物８８を用いて、次に
ウラン、トリウムおよび他の金属値を第７図に関して下
記に記載する方法で抽出する。
ウラン、トリウムおよび他の金属値を第７図に関して下
記に記載する方法で抽出する。
経済性、一層高濃度のフッ化水素酸の良好な生成および
回収および熱損失の減少を含む様々な理由から、加熱窯
８４に入る空気の容積を制限し且つ常圧より若干低い圧
、好ましくは０．１〜０．５水銀センナメーター（ｃｍ
／Ｈｇ）で窯を操作することによって、加熱ガス８５の
容積を最少限にするのが好ましい。加熱窯に入る前に、
スラリー化したスラッジ固形物４９を乾燥して８１、後
で回収される酸の濃度を最大にする。
回収および熱損失の減少を含む様々な理由から、加熱窯
８４に入る空気の容積を制限し且つ常圧より若干低い圧
、好ましくは０．１〜０．５水銀センナメーター（ｃｍ
／Ｈｇ）で窯を操作することによって、加熱ガス８５の
容積を最少限にするのが好ましい。加熱窯に入る前に、
スラリー化したスラッジ固形物４９を乾燥して８１、後
で回収される酸の濃度を最大にする。
フッ化物塩のフッ化物含量を気体状フッ化水素酸に転換
すると同時に、気化した過剰の硫酸を集めて、第６図に
示すように、後で再使用およびリサイクルする。
すると同時に、気化した過剰の硫酸を集めて、第６図に
示すように、後で再使用およびリサイクルする。
酸の回収
第６図は、加熱窯８４から出てくるガス流からフッ化水
素酸および硫酸を回収して、全工程の浸出または温浸部
で再使用するための処理部を示している。
素酸および硫酸を回収して、全工程の浸出または温浸部
で再使用するための処理部を示している。
加熱窯８４からの加熱ガス８５はダスト制御装置１０１
を通過してダスト粒子を捕集し且つリサイクルした後、
スクラバー／デミスター装置１０２および１０３に入り
、ガス相からＨＦおよびＨ２ＳＯ．ガスおよびミストを
除去する。好ましいスクラバーは、ユニオン・カーバイ
ド・コーポレーション（［ｎｉｏｎＣａｒｂｉｄｅ （
’ｏｒｐｏｒａｔｉｏｎ）製のピーターセン・キャンド
ルのような激しいガス／溶液接触を有するスクラバーで
ある。
を通過してダスト粒子を捕集し且つリサイクルした後、
スクラバー／デミスター装置１０２および１０３に入り
、ガス相からＨＦおよびＨ２ＳＯ．ガスおよびミストを
除去する。好ましいスクラバーは、ユニオン・カーバイ
ド・コーポレーション（［ｎｉｏｎＣａｒｂｉｄｅ （
’ｏｒｐｏｒａｔｉｏｎ）製のピーターセン・キャンド
ルのような激しいガス／溶液接触を有するスクラバーで
ある。
実際に、ＨＦ酸から｝ｌ２Ｓ［］，の分離を改良するに
は、２個のビーターセン型スクラバーを有するのが望ま
しい。第一のスクラバ−１０２は約２０℃より高い温度
、好ましくは５０℃〜６０℃に保持され、Ｈ２ＳＯ４だ
けが凝縮して回収され、残りのガスは約１０℃未満、好
ましくは約０℃に保持された第二のスクラバーに送られ
て水性ＨＦの大半を別個に凝縮し、回収する。第二のス
クラバ−１０３から出てくるガスは５℃未満、好ましく
は約０℃に保持されている凝縮機１０４を通過して、追
加のＨＦを凝縮し、回収する。凝縮機１０４からの濃縮
された水性ＨＦ １０５を、保存タンク１０７で纏める
。この混合した水性ＨＦ１０８の幾分かを、タンク１０
７から冷却器１０９中をリサイクルさせて、スクラバー
１０３および凝縮機１０４の冷却流体として用いる。残
りの混合水性ＨＦ１１０をリサイクルして、例えば第２
図における浸出装置２４のような温浸および浸出工程に
用いてもよい。過剰のＩｆ２ＳＯ４濃縮物は、リサイク
ルしてもまたは廃棄処理に送ってもよい。
は、２個のビーターセン型スクラバーを有するのが望ま
しい。第一のスクラバ−１０２は約２０℃より高い温度
、好ましくは５０℃〜６０℃に保持され、Ｈ２ＳＯ４だ
けが凝縮して回収され、残りのガスは約１０℃未満、好
ましくは約０℃に保持された第二のスクラバーに送られ
て水性ＨＦの大半を別個に凝縮し、回収する。第二のス
クラバ−１０３から出てくるガスは５℃未満、好ましく
は約０℃に保持されている凝縮機１０４を通過して、追
加のＨＦを凝縮し、回収する。凝縮機１０４からの濃縮
された水性ＨＦ １０５を、保存タンク１０７で纏める
。この混合した水性ＨＦ１０８の幾分かを、タンク１０
７から冷却器１０９中をリサイクルさせて、スクラバー
１０３および凝縮機１０４の冷却流体として用いる。残
りの混合水性ＨＦ１１０をリサイクルして、例えば第２
図における浸出装置２４のような温浸および浸出工程に
用いてもよい。過剰のＩｆ２ＳＯ４濃縮物は、リサイク
ルしてもまたは廃棄処理に送ってもよい。
フッ化水素酸と硫酸の分離を改良するために、第二のス
クラバー１０３から出てくるガスの約５０％〜９０％を
第一のスクラバ−１０２にリサイクルさせる１１２。凝
縮機１０４から出てくる濃縮されていないガス１１３を
苛性アルカリスクラバ−１１４を通過させ、有毒なガス
が大気中に出ないようにする。
クラバー１０３から出てくるガスの約５０％〜９０％を
第一のスクラバ−１０２にリサイクルさせる１１２。凝
縮機１０４から出てくる濃縮されていないガス１１３を
苛性アルカリスクラバ−１１４を通過させ、有毒なガス
が大気中に出ないようにする。
スクラバー１１４からの液体１１５は、廃棄処理（第８
図）に送られる。
図）に送られる。
ウランおよびトリウムの抽出
第７図は、本発明によるウランとトｒｌウムを抽出およ
び回収するための第１図の処理部１２０ Ｊよび１４０
を示している。
び回収するための第１図の処理部１２０ Ｊよび１４０
を示している。
本発明によれば、第５図の硫酸化／加熱処理からの加熱
され、硫酸化されたスラッジ８８を、適当な濃度、例え
ば０．１Ｍ〜５．０Ｍ，好ましくは約０．５Ｍの希硫酸
と混合および温浸する。固形物対液体の比率は、温浸註
に広範囲に亙って変化し、例えば（固形物のｋｇ数対硫
酸のリットル数）が約１＝２〜約ｉｇｌｏｏとなること
がある。しかしながら、ウランおよびトリウムを完全に
温浸し且つ経済的理由からは、比率が固形物対液体が約
１：４〜約１＝８の範囲で変動するのが好ましい。温浸
１２１ は４０℃〜１００℃、好ましくは約９０℃〜９
５℃の範囲の温度で、固形物からウランを定量的に且つ
トリウムの大半を溶解するのに十分な時間、通常は１時
間以下、好ましくは約１５分間行う。次いで、温滑から
生成した比較的高濃度の固形物スラリー流１２２を、約
４０℃〜約５０℃、好ましくは約４５℃の温度で新鮮な
希硫酸で洗浄して残留している未溶解トリウムの液体流
への溶解を最大にする。
され、硫酸化されたスラッジ８８を、適当な濃度、例え
ば０．１Ｍ〜５．０Ｍ，好ましくは約０．５Ｍの希硫酸
と混合および温浸する。固形物対液体の比率は、温浸註
に広範囲に亙って変化し、例えば（固形物のｋｇ数対硫
酸のリットル数）が約１＝２〜約ｉｇｌｏｏとなること
がある。しかしながら、ウランおよびトリウムを完全に
温浸し且つ経済的理由からは、比率が固形物対液体が約
１：４〜約１＝８の範囲で変動するのが好ましい。温浸
１２１ は４０℃〜１００℃、好ましくは約９０℃〜９
５℃の範囲の温度で、固形物からウランを定量的に且つ
トリウムの大半を溶解するのに十分な時間、通常は１時
間以下、好ましくは約１５分間行う。次いで、温滑から
生成した比較的高濃度の固形物スラリー流１２２を、約
４０℃〜約５０℃、好ましくは約４５℃の温度で新鮮な
希硫酸で洗浄して残留している未溶解トリウムの液体流
への溶解を最大にする。
これは、多段階向流洗浄装置１２３で行ってもよい。
洗浄したスラＵ−１２４を、次に第７図に示すように濾
過する１２５。この装置では、総ての水一硫酸洗浄液体
はスラリー化および分離操作１２３および１２５に入り
、次いで温浸タンク１２１に戻る１２７， １２８。
過する１２５。この装置では、総ての水一硫酸洗浄液体
はスラリー化および分離操作１２３および１２５に入り
、次いで温浸タンク１２１に戻る１２７， １２８。
温浸した固形物を濾過し１２５、水でスラリー化して、
廃棄部１２６へ送る。
廃棄部１２６へ送る。
濃縮した温浸溶液を傾瀉して、温浸溶液１２９を生成さ
せ、これを透明にして溶解したウラン、トリウム、ジル
コニウムおよび他の痕跡量の金属を含む温浸溶液１３１
を生成する。清澄１３０中に除去される固形物１３２は
、洗浄装置１２３に戻す。
せ、これを透明にして溶解したウラン、トリウム、ジル
コニウムおよび他の痕跡量の金属を含む温浸溶液１３１
を生成する。清澄１３０中に除去される固形物１３２は
、洗浄装置１２３に戻す。
温浸溶液１３１を次に多段階向流ミキサー／沈降装置１
４１中で好適なアミン１４２、好ましくはプリメンＪＭ
Ｔを含む有機溶媒で抽出して、ウラン、トリウムおよび
ジルコニウム金属値並びに温浸溶液１３１からの残留タ
ンタノベコロンビウムまたは他の痕跡量の金属を回収す
る。
４１中で好適なアミン１４２、好ましくはプリメンＪＭ
Ｔを含む有機溶媒で抽出して、ウラン、トリウムおよび
ジルコニウム金属値並びに温浸溶液１３１からの残留タ
ンタノベコロンビウムまたは他の痕跡量の金属を回収す
る。
装Ｗ１４１での抽出は、アミン、好ましくはミネラルス
ピリットで希釈した０， Ｉ ＭプリメンＪＭＴを用い
て数段櫂で行うのが好ましい。有機溶媒対温浸溶液の比
率は、ウラン戸トリウムを温浸溶液１３１から有機相１
４３に定量的に移すのに十分な比率とすべきである。こ
の比率は、約５：１から約２０：１の範囲であり、好ま
しくは約１０】１である。
ピリットで希釈した０， Ｉ ＭプリメンＪＭＴを用い
て数段櫂で行うのが好ましい。有機溶媒対温浸溶液の比
率は、ウラン戸トリウムを温浸溶液１３１から有機相１
４３に定量的に移すのに十分な比率とすべきである。こ
の比率は、約５：１から約２０：１の範囲であり、好ま
しくは約１０】１である。
有機相１４３を装置１４１から回収され、次いで、好ま
しくは、ストリッピング装置１４４中で有機物対水性物
の容積比が約３．３：１．０である溶液でストリップす
る。前記のＴａ／Ｃｂストリッピング剤の如何なるもの
も用いてもよい。ストリップ剤１４４を有する有機溶媒
１４５は、好ましくは水性物対有機物の比率が３．３：
１．０の多段階１０％Ｎａ２ＣＯ３洗浄液を用いた後、
０，５Ｍ硫酸およびＩＭ硫酸ナトリウムであって有機物
対水性物の比率が１０：１の混合物を用いる２段階酸配
合によって好ましく再生する。
しくは、ストリッピング装置１４４中で有機物対水性物
の容積比が約３．３：１．０である溶液でストリップす
る。前記のＴａ／Ｃｂストリッピング剤の如何なるもの
も用いてもよい。ストリップ剤１４４を有する有機溶媒
１４５は、好ましくは水性物対有機物の比率が３．３：
１．０の多段階１０％Ｎａ２ＣＯ３洗浄液を用いた後、
０，５Ｍ硫酸およびＩＭ硫酸ナトリウムであって有機物
対水性物の比率が１０：１の混合物を用いる２段階酸配
合によって好ましく再生する。
第７図のボックス１４１中の温浸溶液１３１からの金属
値の抽出後に、水性のラフィネート廃棄物１５２を廃棄
処理部に送り、第８図に関して後で記載する処理を行う
。金属を配合したス｝ ＩＪッピング用役１４７を塩基
で処理して、酸化物として金属値を沈澱させ１４８、ス
ラＩＪ−１４９を形成させた後、濾過して、固形の金属
値濃縮物流１５１および水性の廃棄流１５３を生成する
。金属値を沈澱するのに好適な塩基の例には、特にＮａ
ＯＨおよびＮＨ，０｝１がある。
値の抽出後に、水性のラフィネート廃棄物１５２を廃棄
処理部に送り、第８図に関して後で記載する処理を行う
。金属を配合したス｝ ＩＪッピング用役１４７を塩基
で処理して、酸化物として金属値を沈澱させ１４８、ス
ラＩＪ−１４９を形成させた後、濾過して、固形の金属
値濃縮物流１５１および水性の廃棄流１５３を生成する
。金属値を沈澱するのに好適な塩基の例には、特にＮａ
ＯＨおよびＮＨ，０｝１がある。
廃棄処理
第８図は、２種類の異なる廃棄物の処理を含む一体化し
た処理装買の最終廃棄処理部に含まれる処理部を示して
いる。
た処理装買の最終廃棄処理部に含まれる処理部を示して
いる。
有意な量のフッ化物を含む各種の前記の処理部からの廃
棄流を石灰石１６２と混合し１６１、反応させる。ガス
状アンモニアが放出するが、これを回収してリサイクル
させると、主としてフッ化カルシウムを含むスラリーが
残る。スラリーを濾過して１６３、異なる廃期首団を必
要とする固形１６４および液状１６５の廃棄物を分離す
る。
棄流を石灰石１６２と混合し１６１、反応させる。ガス
状アンモニアが放出するが、これを回収してリサイクル
させると、主としてフッ化カルシウムを含むスラリーが
残る。スラリーを濾過して１６３、異なる廃期首団を必
要とする固形１６４および液状１６５の廃棄物を分離す
る。
ウランおよびトリウム処理段階からの廃棄物流は、フッ
化物中では低く、硫酸塩中では高い。それらを混合しｌ
６６，、石灰石１６７で処理し、濾過し１６８、透明な
水性溶出液１７０と埋め土中に容易に廃棄することがで
きるギプス１６９を生成する。療法の源からの処理した
液状廃棄物を纏めて１７１、保持ラグーンに送る。
化物中では低く、硫酸塩中では高い。それらを混合しｌ
６６，、石灰石１６７で処理し、濾過し１６８、透明な
水性溶出液１７０と埋め土中に容易に廃棄することがで
きるギプス１６９を生成する。療法の源からの処理した
液状廃棄物を纏めて１７１、保持ラグーンに送る。
当業者には明らかなように、本発明は他の形態で具体化
してもよく、または発明の精神または本質的特微から離
反することなく他の方法で行ってもよい。それ故、本発
明は各種の方法で実施することができ、且つ多くの具体
的態様を記載して添付の実施例に関して本発明を例示す
ることにする。
してもよく、または発明の精神または本質的特微から離
反することなく他の方法で行ってもよい。それ故、本発
明は各種の方法で実施することができ、且つ多くの具体
的態様を記載して添付の実施例に関して本発明を例示す
ることにする。
実施例１ 残留スラッジのスラリー化
パイロットプラント規模で、３段階向流希１１Ｆスラリ
ー化処理を操作して、スズスラグスラッジから溶液状の
Ｔａ／Ｃｂを回収した。この処理を、２．２９％のＴａ
２０ｓ と２．３９％のＣｂ２０Ｓを含む供給スラッジ
Ｉｇ（乾燥重量）当り５％ＨＦ約５ｍｌの液体対固形物
の比率を用いて行った。第一段階の温度および時間はそ
れぞれ約７５℃および１５分間であり、次の段階は周囲
温度で１５分間摸作した。残留スラッジを新鮮なＨＦで
洗浄して、濾過した。洗浄した固形物は、乾燥状態で０
．４０％のＴａ２０ｓおよび０，２０％のＣｂ２ＯＳを
含み、排出液体は０．５６ ｇ／ＩのＴａＪ，および４
．４２ ｇ／１のＣｂ２０ｓを含んでいた。しだがって
、それぞれ８９％および９４％のＴａ２０，およびＣｂ
，０，がスラッジ材料から回収された。
ー化処理を操作して、スズスラグスラッジから溶液状の
Ｔａ／Ｃｂを回収した。この処理を、２．２９％のＴａ
２０ｓ と２．３９％のＣｂ２０Ｓを含む供給スラッジ
Ｉｇ（乾燥重量）当り５％ＨＦ約５ｍｌの液体対固形物
の比率を用いて行った。第一段階の温度および時間はそ
れぞれ約７５℃および１５分間であり、次の段階は周囲
温度で１５分間摸作した。残留スラッジを新鮮なＨＦで
洗浄して、濾過した。洗浄した固形物は、乾燥状態で０
．４０％のＴａ２０ｓおよび０，２０％のＣｂ２ＯＳを
含み、排出液体は０．５６ ｇ／ＩのＴａＪ，および４
．４２ ｇ／１のＣｂ２０ｓを含んでいた。しだがって
、それぞれ８９％および９４％のＴａ２０，およびＣｂ
，０，がスラッジ材料から回収された。
実施例２ 希水性流からのＴａ／Ｃｂの抽出および回収
実施例１に例示されるＴａ／ＣｂスラッジのＨＦスラリ
ー化から得られる希水性酸液体は、４、６０ｇ／Ｉ ノ
Ｔａ２０ｓ 、４．９０ ｇ／Ｉ （７）Ｃｂ２０ｓお
よび１７．３１ ｇ／Ｉ の総金属酸化物を含んでいた
。Ｔａ／ｃｂ抽出は、１０段階（６個の抽出および４個
のストリッピング）から成るパイロットプラント向流ミ
キサー一沈降装置中で行った。Ｔａ／Ｃｂ抽出に用いた
溶媒は、改質剤として（９０容積％の）ミネラルスピリ
ットと（１０容積％の）トリデヵノール中テの０． ３
Ｍアンバーライ｝ＬＡ−２、Ｄ−ム・アンド・ハース
・カンパニー製の第二級アミンイオン交換体であった。
ー化から得られる希水性酸液体は、４、６０ｇ／Ｉ ノ
Ｔａ２０ｓ 、４．９０ ｇ／Ｉ （７）Ｃｂ２０ｓお
よび１７．３１ ｇ／Ｉ の総金属酸化物を含んでいた
。Ｔａ／ｃｂ抽出は、１０段階（６個の抽出および４個
のストリッピング）から成るパイロットプラント向流ミ
キサー一沈降装置中で行った。Ｔａ／Ｃｂ抽出に用いた
溶媒は、改質剤として（９０容積％の）ミネラルスピリ
ットと（１０容積％の）トリデヵノール中テの０． ３
Ｍアンバーライ｝ＬＡ−２、Ｄ−ム・アンド・ハース
・カンパニー製の第二級アミンイオン交換体であった。
脊機溶媒対水性酸液体の比率は、１：２に保持した。金
属を配合した有機溶媒を、次に１０重量％酸性フッ化ア
ンモニウムを含む水性ストリッピング溶液でストリップ
した。ストリップした有機溶媒を、経済性と操作の容易
さのために部分的にＴａおよびｃｂを配合したままにし
た。これらの濃度は、更にストリッピング段階を包含さ
せることによって低下させることができた。
属を配合した有機溶媒を、次に１０重量％酸性フッ化ア
ンモニウムを含む水性ストリッピング溶液でストリップ
した。ストリップした有機溶媒を、経済性と操作の容易
さのために部分的にＴａおよびｃｂを配合したままにし
た。これらの濃度は、更にストリッピング段階を包含さ
せることによって低下させることができた。
各種の流を構成し、採取し、分析したところ、下証の結
果を得た。
果を得た。
水性／酸性液体 １７．３ ４．６０
４．９０水性ラフィネー｝ ９．０１ ＜０
．０５ ＜０．０５配合された有機物 ２９．８６
１８．３４ ７．８３配合されたストリ ッピング溶液 ６４．５４ ２９．００
２７．３０ストリップした 有機物 ９．７３ ８．８１ ０
．４０水性材料液体からＴａおよびｃｂの９８％より多
くを除去し、ス｝ ＩＪッピング溶液に含まれる総金属
酸化物の８７％の水準まで濃縮した。ス｝ ＩＪッピン
グ溶液をアンモニアで沈澱させたところ、最緒のａ縮生
成物は、４４．９％のＴａ２０，４２．３％のＣｂ２０
５、６．８％ノｒｉｏ．、２．６％（ＤＳ ｉ（］２、
２．４％ノＺｒｌ］２と０． ０３０％のＵおよび０．
０３６％のＴｈを含んでいた。
４．９０水性ラフィネー｝ ９．０１ ＜０
．０５ ＜０．０５配合された有機物 ２９．８６
１８．３４ ７．８３配合されたストリ ッピング溶液 ６４．５４ ２９．００
２７．３０ストリップした 有機物 ９．７３ ８．８１ ０
．４０水性材料液体からＴａおよびｃｂの９８％より多
くを除去し、ス｝ ＩＪッピング溶液に含まれる総金属
酸化物の８７％の水準まで濃縮した。ス｝ ＩＪッピン
グ溶液をアンモニアで沈澱させたところ、最緒のａ縮生
成物は、４４．９％のＴａ２０，４２．３％のＣｂ２０
５、６．８％ノｒｉｏ．、２．６％（ＤＳ ｉ（］２、
２．４％ノＺｒｌ］２と０． ０３０％のＵおよび０．
０３６％のＴｈを含んでいた。
この濃縮物を第２図の浸出装置に戻して、ウランとトリ
ウムがこの時点で系に残らないようにした。
ウムがこの時点で系に残らないようにした。
実施例３ スラリー化したスラッジの加熱実施例Ｉに例
示した希｝ＩＦ溶液からのスラリー化したスラッジを硫
酸と共に加熱して、不溶性のフッ化物塩を可溶性の硫酸
塩に変換した。Ｈ２ＳＯ４／固形物予備混合段階を用い
るパイロットプラント加熱工程は、約４４％のフッ化物
を含む乾燥したＨＦスラリー化したスラッジ３３９ｋｇ
を用いて揉作した。
示した希｝ＩＦ溶液からのスラリー化したスラッジを硫
酸と共に加熱して、不溶性のフッ化物塩を可溶性の硫酸
塩に変換した。Ｈ２ＳＯ４／固形物予備混合段階を用い
るパイロットプラント加熱工程は、約４４％のフッ化物
を含む乾燥したＨＦスラリー化したスラッジ３３９ｋｇ
を用いて揉作した。
この実施例では、６７７ｋｇの酸または（フッ化物含量
に対して）約７５％過剰璽のＨ．ＳＯ．を用いて、固形
物をフッ化物から硫酸塩に転換した。硫酸化した固形物
５３０ｋｇが生成し、残留フッ化物濃度は０．４％〜１
．３％であった。フッ化物供給材料の約９７％を加熱し
たところ、ガス状フッ化水素酸を発生し、続いてガス回
収装置中で処理した。
に対して）約７５％過剰璽のＨ．ＳＯ．を用いて、固形
物をフッ化物から硫酸塩に転換した。硫酸化した固形物
５３０ｋｇが生成し、残留フッ化物濃度は０．４％〜１
．３％であった。フッ化物供給材料の約９７％を加熱し
たところ、ガス状フッ化水素酸を発生し、続いてガス回
収装置中で処理した。
この加熱した生成物は、ウラン水準が有意であり、一般
的には最大約０．５重量％までであるので、そのウラン
含量のために販売の可能性を有する。
的には最大約０．５重量％までであるので、そのウラン
含量のために販売の可能性を有する。
更に、硫酸化された状態でのウラン含量は容易に制限さ
れた容積の水に溶解するのであり、ウラン処理者にとっ
て魅力的なものとなる。
れた容積の水に溶解するのであり、ウラン処理者にとっ
て魅力的なものとなる。
実施例４ ウランとトリウムの抽出および回収４段階向
流希硫酸温浸処理は、パイロットプラントの規模で摸作
して、実施例３からの加熱した硫酸化固形物からウラン
およびトリウムを回収し、且つ埋め土廃棄のＮＰＣガイ
ドライン内での廃棄物残渣を生成した。この処理を、０
．１６％のＵと０．３７％のＴｈを含む乾燥した硫酸化
された固形物１ｇ当り０．５Ｍ硫酸５ｍｌの液体対固形
物の比率で操作した。第一段階の温度および時間はそれ
ぞれ９５℃および１５分間であった。次の段階は、４５
℃で１５分間操作した。廃棄物スラリーは、（乾燥重量
で）０．０１０％のＵと０． ０２２％のＴＩか含まな
かったが、温浸溶液は、約０．３５ ｇ／ｌのウランと
０．８２ ｇ／１のトリウムを含んだ。したがって、供
給／排出固形物では、ウランおよびトリウムの約９８％
が安定化して、埋め土廃棄可能な残渣は一緒に纏めたウ
ランおよびトリウム量が０． ０３２重量％でしかなか
った。
流希硫酸温浸処理は、パイロットプラントの規模で摸作
して、実施例３からの加熱した硫酸化固形物からウラン
およびトリウムを回収し、且つ埋め土廃棄のＮＰＣガイ
ドライン内での廃棄物残渣を生成した。この処理を、０
．１６％のＵと０．３７％のＴｈを含む乾燥した硫酸化
された固形物１ｇ当り０．５Ｍ硫酸５ｍｌの液体対固形
物の比率で操作した。第一段階の温度および時間はそれ
ぞれ９５℃および１５分間であった。次の段階は、４５
℃で１５分間操作した。廃棄物スラリーは、（乾燥重量
で）０．０１０％のＵと０． ０２２％のＴＩか含まな
かったが、温浸溶液は、約０．３５ ｇ／ｌのウランと
０．８２ ｇ／１のトリウムを含んだ。したがって、供
給／排出固形物では、ウランおよびトリウムの約９８％
が安定化して、埋め土廃棄可能な残渣は一緒に纏めたウ
ランおよびトリウム量が０． ０３２重量％でしかなか
った。
実施例５ Ｕ／Ｔｈの抽出および回収実施例４と同様
に加熱スラッジの希硫酸温漫によって生成した硫酸温浸
液体を、４段階の抽出、４段階のス｝ ＩＪッピング、
２段階の再生および２段階の酸配合段階を有するパイロ
ットプラント向流ミキサー一沈降装置中で抽出した。有
機抽出剤、ストリッピング剤、再生剤、および酸配合相
は、それぞれ改質剤としてデカ／−ルを有するＯ．ｌＭ
のプリメンＪＭＴ ミネラルスピリット、水性のｌＯ％
酸性フッ化アンモニウム、水性１０％炭酸アンモニウム
、および０．５Ｍ硫酸と１．０Ｍの硫酸ナトリウムとの
水性混合物であった。有機物対水性物の流量の比率は、
それぞれ１０： １， ３．３ ： １ ， ３．３
：１およびｌＯ：１であった。液体流を分析したところ
、下記の結果を得た。
に加熱スラッジの希硫酸温漫によって生成した硫酸温浸
液体を、４段階の抽出、４段階のス｝ ＩＪッピング、
２段階の再生および２段階の酸配合段階を有するパイロ
ットプラント向流ミキサー一沈降装置中で抽出した。有
機抽出剤、ストリッピング剤、再生剤、および酸配合相
は、それぞれ改質剤としてデカ／−ルを有するＯ．ｌＭ
のプリメンＪＭＴ ミネラルスピリット、水性のｌＯ％
酸性フッ化アンモニウム、水性１０％炭酸アンモニウム
、および０．５Ｍ硫酸と１．０Ｍの硫酸ナトリウムとの
水性混合物であった。有機物対水性物の流量の比率は、
それぞれ１０： １， ３．３ ： １ ， ３．３
：１およびｌＯ：１であった。液体流を分析したところ
、下記の結果を得た。
供給液体 ４３．７５ ５３００／
２９５ラフィネート ２４．３４ ＜１０
＜１０配合された 有機物 １．０６’ ５３０
３０配合された ストリップ ３．５０ １６８０
１２５ス｝ ＩＪップ溶液中に溶解された固形物を
アンモニアで沈澱させたところ、３．６％のＵ，２．２
％のＴｈおよび４８．０％のＺｒを含むことが判った。
２９５ラフィネート ２４．３４ ＜１０
＜１０配合された 有機物 １．０６’ ５３０
３０配合された ストリップ ３．５０ １６８０
１２５ス｝ ＩＪップ溶液中に溶解された固形物を
アンモニアで沈澱させたところ、３．６％のＵ，２．２
％のＴｈおよび４８．０％のＺｒを含むことが判った。
【図面の簡単な説明】
第１図は、本発明の方法と組合せた従来の実施に係る鉱
石、濃縮物またはスラッジから金属値を回収するための
一体化した装置を示す模式的ブロック図であり、 第２図は、第１図におけるブロック２０として示される
鉱石、濃縮物またはスラッジを処理するための従来胞を
示す模式的ブロック図であり、第３図は、第１図のブロ
ック４０として示されるスラッジの未溶解固形物相から
のタンタルとコロ＜２５ ンビウムの分離を示す模式的ブロック図であり、第４図
は、第１図のブロック６０として示される水性酸相から
のタンタルふよびコロンビウムの抽出および回収を示す
模式的ブロック図であり、第５図は、第１図のブロック
８０として示される硫酸化／加熱工程を示す模式的ブロ
ック図であり、第６図は、第１図のブロック１００とし
て示されるフッ化水素酸および硫酸の回収を示す模式的
ブロック図であり、 第７図は、第１図におけるブロック１２０および１４０
として示される硫酸化された固形物からのトリウムおよ
びウランの温浸、抽出および回収を示す模式的ブロック
図であり、 第８図は、第１図におけるブロック１６０として示され
る廃棄物処理法を示す模式的ブロック図である。 １０・・・一体化した金属値回収装置、２０・・・従来
の金属値処理部、 ２４・・・浸出装置、 ４０・・・スラッジスラリー化および分離部、６０・・
・タンタルおよびコロンビウム抽出および回収部、 ８０・・・スラッジ硫酸化／加熱部、 １２０・・・スラッジ温浸部、 １４０・・・トリウムおよびウラン抽出および回収部、
１６０・・・水性廃棄物流処理部、
石、濃縮物またはスラッジから金属値を回収するための
一体化した装置を示す模式的ブロック図であり、 第２図は、第１図におけるブロック２０として示される
鉱石、濃縮物またはスラッジを処理するための従来胞を
示す模式的ブロック図であり、第３図は、第１図のブロ
ック４０として示されるスラッジの未溶解固形物相から
のタンタルとコロ＜２５ ンビウムの分離を示す模式的ブロック図であり、第４図
は、第１図のブロック６０として示される水性酸相から
のタンタルふよびコロンビウムの抽出および回収を示す
模式的ブロック図であり、第５図は、第１図のブロック
８０として示される硫酸化／加熱工程を示す模式的ブロ
ック図であり、第６図は、第１図のブロック１００とし
て示されるフッ化水素酸および硫酸の回収を示す模式的
ブロック図であり、 第７図は、第１図におけるブロック１２０および１４０
として示される硫酸化された固形物からのトリウムおよ
びウランの温浸、抽出および回収を示す模式的ブロック
図であり、 第８図は、第１図におけるブロック１６０として示され
る廃棄物処理法を示す模式的ブロック図である。 １０・・・一体化した金属値回収装置、２０・・・従来
の金属値処理部、 ２４・・・浸出装置、 ４０・・・スラッジスラリー化および分離部、６０・・
・タンタルおよびコロンビウム抽出および回収部、 ８０・・・スラッジ硫酸化／加熱部、 １２０・・・スラッジ温浸部、 １４０・・・トリウムおよびウラン抽出および回収部、
１６０・・・水性廃棄物流処理部、
Claims (1)
- 【特許請求の範囲】 １、タンタル、コロンビウム、ウランおよびトリウムか
ら成る群から選択される少なくとも１種類の金属を含有
する源材料から金属値を回収する方法において、 （ａ）源材料を濃フッ化水素酸中で温浸して、タンタル
およびコロンビウム値を有する第一の水性相と不溶分と
共に溶解したタンタルとコロンビウム値を同伴して含有
するスラッジとを含んで成るスラリーを形成し、 （ｂ）第一の水性相をスラッジから分離し、（ｃ）タン
タルとコロンビウム値を分離された第一の水性相から液
−液抽出により抽出し、（ｄ）スラッジを希フッ化水素
酸と混合して、溶解したタンタルとコロンビウム値を含
有する第二の水性相と未溶解の固形相とを含んで成る第
二のスラリーを成形し、 （ｅ）第二のスラリーを洗浄した後、第二の水性相を未
溶解の固形相から分離し、 （ｆ）溶解したタンタルとコロンビウム値を液体−イオ
ン交換体を用いて第二の水性相から抽出することから成
る方法。 ２、第二のスラリーを洗浄の前に少なくとも約１５分間
、約５０℃〜約９５℃の温度に保持する、請求項１に記
載の方法。 ３、希水性酸溶液、水およびそれらの混合物から成る群
から選択される追加の液体で第二のスラリーを洗浄する
、請求項１に記載の方法。 ４、第二の水性相から前記の溶解したタンタルおよびコ
ロンビウム値を抽出する工程が、 （ａ）第二の水性相を第二級アミンを含んで成る有機溶
媒相と混合することにより、溶解したタンタルおよびコ
ロンビウム値を第二の水性相から有機溶媒相に移し、 （ｂ）金属値を含有する有機溶媒相を第二の水性相から
分離し、 （ｃ）金属値含有有機溶媒相を水性ストリッピング溶液
と混合して第三の水性相を形成して、この中に金属値を
含有する有機溶媒相から溶解したタンタルおよびコロン
ビウム値を移し、 （ｄ）第三の水性相を処理して、溶解したタンタルおよ
びコロンビウム値を沈澱させかつ回収する工程を含む、
請求項１、２または３のいずれか１項に記載の方法。 ５、有機溶媒相が更に希釈剤および改質剤を含んで成る
、請求項４に記載の方法。 ６、前記の第二級アミンがＮ−ラウリル−トリアルキル
メチルアミンである、請求項４に記載の方法。 ７、Ｎ−ラウリル−トリアルキルメチルアミンが有機溶
媒相中に約０．１モル〜約０．３モルの濃度で存在する
、請求項６に記載の方法。 ８、未溶解の固形相を硫酸と共に加熱してフッ化物化合
物を硫酸化された固形物と気体状のフッ化水素酸に転換
する工程をも含む、請求項１に記載の方法。 ９、未溶解の固形相を加熱前に乾燥する、請求項８に記
載の方法。 １０、未溶解の固形相を過剰の硫酸と共に加熱する、請
求項８に記載の方法。 １１、未溶解の固形相を、約２００℃から約４００℃の
温度で約１時間〜約１０時間加熱する、請求項８に記載
の方法。 １２、未溶解の固形相を、約３５０℃から約４００℃の
温度で約２時間加熱する、請求項８に記載の方法。 １３、気体状フッ化水素酸を、 （ａ）気体流から固形粒子を除去し、 （ｂ）固形物不含流を約２０℃〜約５０℃の温度に冷却
して、固形物不含流から硫酸を除去し、（ｃ）更に、固
形物不含気体流を約０℃〜約５℃の温度に冷却して、水
性フッ化水素酸を凝縮させて回収することを含んで成る
工程によって回収する、請求項８に記載の方法。 １４、（ａ）硫酸化した固形物を希硫酸で浸出して、溶
解したウランとトリウム値を含む水性液体相と残留して
いる未溶解ウランとトリウム値を含む固形物相とを有し
て成る第三のスラリーを形成し、（ｂ）第三のスラリー
を希酸で約４０℃〜約５０℃の温度で洗浄して追加のウ
ランとトリウム値を溶解し、 （ｃ）水性液体相を固形物相から分離し、 （ｄ）水性液体相からウランとトリウム値を液−液抽出
によって回収する工程を有して成る、請求項８に記載の
方法。 １５、約４０℃〜約１００℃の温度で最大約１時間まで
の時間、浸出を行う、請求項１４に記載の方法。 １６、約９０℃〜約９５℃の温度で最大約１５分間まで
の時間、浸出を行う、請求項１４に記載の方法。 １７、第三のスラリーを新鮮な酸溶液で洗浄して追加の
ウランとトリウムを溶解する、請求項１４に記載の方法
。 １８、第三のスラリーを約４５℃の温度で洗浄する、請
求項１４に記載の方法。 １９、硫酸化された固形物対硫酸の比率が、硫酸化され
た固形物ｋｇ数対硫酸のリットル数で約１：２〜１：１
００である、請求項１４に記載の方法。 ２０、硫酸の濃度が約０．１モル〜約５．０モルである
、請求項１４に記載の方法。 ２１、水性液体相からウランとトリウム値を抽出する工
程が、 （ａ）水性液体相をアミンを含む有機溶液と混合して、
ウランとトリウム値を水性液体相から有機溶液に移して
金属含有有機溶液を形成させ、（ｂ）金属含有有機溶液
を水性液体相から分離し、 （ｃ）金属含有有機溶液を水性ストリッピング溶液と混
合して、ウランとトリウム値をこの水性ストリッピング
溶液中に移し、金属不含有機溶液を残し、 （ｄ）水性ストリッピング溶液を塩基で処理して、ウラ
ンとトリウム値を沈澱させる工程を含んで成る、請求項
１４に記載の方法。 ２２、前記の有機溶液がプリメンＪＭＴを含んで成る、
請求項１４に記載の方法。 ２３、溶解したタンタルとコロンビウム値と未溶解のウ
ランとトリウム値とを連行して含むスラッジを処理する
方法において、 （ａ）スラッジを希フッ化水素酸と混合して、溶解した
タンタルとコロンビウム値を含む水性酸相と未溶解固形
物相とを含んで成るスラリーを形成し、 （ｂ）スラリーを液体で洗浄した後、生成する希釈され
た水性酸相を未溶解固形物相から分離し、（ｃ）溶解し
たタンタルとコロンビウム値を、液体イオン交換体を用
いて希釈された水性酸相から抽出する工程を含んで成る
方法。 ２４、スラリーを、洗浄前に少なくとも１５分間、約５
０℃〜約９５℃の温度に保持する、請求項２３に記載の
方法。 ２５、スラリーを、希水性酸溶液、水、およびそれらの
混合物から成る群から選択される液体で洗浄する、請求
項２３に記載の方法。 ２６、希水性相からの前記の溶解したタンタルとコロン
ビウム値を抽出する工程が、 （ａ）希水性酸相を第二級アミンを含んで成る有機溶媒
相と混合することにより、溶解したタンタルおよびコロ
ンビウム値を希釈された水性酸相から有機溶媒相に移し
、 （ｂ）金属値を含有する有機溶媒相を希釈した水性酸相
から分離し、 （ｃ）金属値含有有機溶媒相を水性ストリッピング溶液
と混合して、溶解したタンタルとコロンビウム値を金属
値含有有機溶媒相から水性ストリッピング溶液に移し、 （ｄ）水性ストリッピング溶液を処理して、溶解したタ
ンタルおよびコロンビウム値を沈澱させかつ回収する工
程を含む、請求項２３、２４または２５のいずれか１項
に記載の方法。 ２７、有機溶媒相が更に希釈剤および改質剤をも含む、
請求項２６に記載の方法。 ２８、前記の第二級アミンがＮ−ラウリル−とりアルキ
ルメチルアミンである、請求項２６に記載の方法。 ２９、Ｎ−ラウリル−トリアルキルメチルアミンが約０
．１モル〜約０．３モルの濃度で有機溶媒相に存在する
、請求項２８に記載の方法。 ３０、未溶解の固形物相を硫酸と共に加熱して、フッ化
物化合物を硫酸化した固形物と気体状のフッ化水素酸と
の変換する工程をも含む、請求項２３に記載の方法。 ３１、未溶解の固形物相を加熱前に乾燥する、請求項３
０に記載の方法。 ３２、未溶解固形物相を過剰量の硫酸と共に加熱する、
請求項３０に記載の方法。 ３３、未溶解固形物相を約２００℃〜約４００℃の温度
で約１時間〜約１０時間加熱する、請求項３０に記載の
方法。 ３４、未溶解固形物相を約３５０℃〜約４００℃の温度
で約２時間加熱する、請求項３０に記載の方法。 ３５、気体状フッ化水素酸を、 （ａ）固形物粒子を気体流から除去し、 （ｂ）固形物不含流を約２０℃〜約５０℃の温度に冷却
して、この固形物不含気体流から硫酸を除去し、 （ｃ）固形物不含流を約０℃〜約５℃の温度に更に冷却
して水性フッ化水素酸を凝縮させ、回収することから成
る工程によって回収する、請求項３０に記載の方法。 ３６、（ａ）硫酸化された固形物を希硫酸まで浸出し、
溶解したウランとトリウム値を含む水性液体相と残りの
未溶解ウランとトリウム値を含む固形物相とを有して成
る第二のスラリーを形成し、 （ｂ）第二のスラリーを約４０℃〜約５０℃の温度で希
酸で洗浄して、ウランとトリウム値を更に溶解させ、 （ｃ）水性液体相を固形物相から分離し、 （ｄ）水性液体相からウランとトリウム値を液−液抽出
によって回収する工程をも含んで成る、請求項３０に記
載の方法。 ３７、浸出を約４０℃〜約１００℃の温度で、最大約１
時間までの時間行う、請求項３６に記載の方法。 ３８、浸出を約９０℃〜約９５℃の温度で、約１５分間
行う、請求項３６に記載の方法。 ３９、第二のスラリーを新鮮な酸溶液で洗浄して、ウラ
ンとトリウムを更に溶解させる、請求項３６に記載の方
法。 ４０、第二のスラリーを約４５℃の温度で洗浄する、請
求項３６に記載の方法。 ４１、硫酸化された固形物対硫酸の比率が、硫酸化され
た固形物のｋｇ数対硫酸のリットル数で約１：２〜１：
１００である、請求項３６に記載の方法。 ４２、硫酸の濃度が約０．１モル〜約５．０モルである
、請求項３６に記載の方法。 ４３、水性液体相からウランとトリウム値を抽出する工
程が、 （ａ）（ａ）水性液体相をアミンを含む有機溶液と混合
して、ウランとトリウム値を水性液体相から有機溶液に
移して、金属含有有機溶液を形成させ、（ｂ）金属含有
有機溶液を水性液体相から分離し、 （ｃ）金属含有有機溶液を水性ストリッピング溶液と混
合して、ウランとトリウム値をこの水性ストリッピング
溶液中に移し、金属不含有機溶液を残し、 （ｄ）水性ストリッピング溶液を塩基で処理して、ウラ
ンとトリウム値を沈澱させる工程を含んで成る、請求項
３６に記載の方法。 ４４、有機溶液がプリメンＪＭＴを有して成る、請求項
３６に記載の方法。
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| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
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Families Citing this family (20)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| US5273725A (en) * | 1992-05-29 | 1993-12-28 | Eco Tek, Inc. | Metal and fluorine values recovery from mineral ore treatment |
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| US5437848A (en) * | 1992-07-10 | 1995-08-01 | Cabot Corporation | Recovery of metal values from process residues |
| US5744116A (en) * | 1994-12-08 | 1998-04-28 | Cameco Corporation | Reaction of uranium fluorides with mineral acids to recover hydrogen fluoride |
| RU2180927C2 (ru) * | 1996-03-26 | 2002-03-27 | Кабот Корпорейшн | Способы извлечения ценных металлов из тантал-ниобиевых руд, содержащих нерастворимые фториды |
| US6843970B1 (en) | 1996-03-26 | 2005-01-18 | Cabot Corporation | Process for recovering metal values by dissolving them in a sulfuric acid solution containing a carbon source and a reducing agent |
| US5787332A (en) * | 1996-09-26 | 1998-07-28 | Fansteel Inc. | Process for recovering tantalum and/or niobium compounds from composites containing a variety of metal compounds |
| SE512978C2 (sv) * | 1998-10-26 | 2000-06-12 | G S G As | Bearbetning av niob-och tantalinnehållande material |
| US6800259B2 (en) * | 2002-03-04 | 2004-10-05 | Cabot Corporation | Methods to control H2S and arsine emissions |
| RU2269582C1 (ru) * | 2004-09-28 | 2006-02-10 | Московская государственная академия тонкой химической технологии им. М.В. Ломоносова | Способ экстракционного разделения тантала и ниобия из кислых фторидно-сульфатных растворов |
| CN100575508C (zh) * | 2007-02-05 | 2009-12-30 | 金坛市西南化工研究所 | 一种从富钇稀土矿中全分离高纯稀土氧化物的方法 |
| CN100500568C (zh) * | 2007-02-05 | 2009-06-17 | 金坛市西南化工研究所 | 稀土矿硫酸焙烧产物制备超细高纯铈氧化物的方法 |
| KR20100085024A (ko) * | 2007-10-15 | 2010-07-28 | 하이-템프 스페설티 메탈스, 인코포레이티드 | 재생 폐물을 원료 물질로 사용한 탄탈륨 분말 제조방법 |
| JP4581015B2 (ja) | 2009-03-11 | 2010-11-17 | 株式会社東芝 | 表示装置、前面ユニット |
| CN111876598B (zh) * | 2019-12-10 | 2022-03-22 | 核工业北京化工冶金研究院 | 一种共萃取分离铀铌的方法 |
| CN111826521B (zh) * | 2020-07-27 | 2022-02-01 | 东华理工大学 | 一种从铌铁精矿中脱除与分离铀和钍的方法 |
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| CN117144160A (zh) * | 2023-04-16 | 2023-12-01 | 中核抚州金安铀业有限公司 | 一种钽铌矿尾渣铀金属碱法回收技术 |
| CN117587284B (zh) * | 2023-11-28 | 2026-03-06 | 江苏美特林科特殊合金股份有限公司 | 一种利用铌钽废料制备高熵合金的方法 |
Family Cites Families (13)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| US3712939A (en) * | 1971-03-29 | 1973-01-23 | Union Carbide Corp | Method for recovering tantalum and/or columbium |
| DK449074A (da) * | 1974-08-22 | 1976-02-23 | Atomenergikommissionen | Fremgangsmade til udvinding af tantal og/eller niob i fri eller bunden form fra tantal- og niobholdige oplosninger |
| DE2927835A1 (de) * | 1979-07-10 | 1981-06-04 | Hermann C. Starck Berlin, 1000 Berlin | Verfahren zur rueckgewinnung von fluorwasserstoffsaeure und deponierfaehigen rueckstaenden bei der verarbeitung niob- und/oder tantal-haltiger rohstoffe |
| US4432944A (en) * | 1980-12-22 | 1984-02-21 | General Electric Company | Ion exchange recovery of uranium |
| DE3211286A1 (de) * | 1981-04-02 | 1982-10-21 | Hermann C. Starck Berlin, 1000 Berlin | Verfahren zur gewinnung von strahlungsfreien erdsaeureverbindungen aus komplexen uran, thorium, titan und seltene erden enthaltenden erdsaeureerzen |
| US4446116A (en) * | 1981-04-02 | 1984-05-01 | Hermann C. Starck Bertin | Process for recovering niobium and/or tantalum compounds from such ores further containing complexes of uranium, thorium, titanium and/or rare earth metals |
| US4451438A (en) * | 1982-03-26 | 1984-05-29 | Herman C. Starck Berlin | Process for recovering niobium and/or tantalum metal compounds from such ores further containing complexes of uranium, thorium, titanium and/or rare earth metals |
| US4619744A (en) * | 1985-10-28 | 1986-10-28 | Phillips Petroleum Company | Recovery of heavy metals from aqueous solutions |
| NL8603266A (nl) * | 1986-12-23 | 1988-07-18 | Projectbureau Voor Ind Afval P | Werkwijze voor het behandelen van verontreinigde grond. |
| DE3743130A1 (de) * | 1987-03-14 | 1988-09-22 | Siemens Ag | Verfahren zur extraktion von schwermetallen aus belasteten boeden und vorrichtung zur gegenstrom-extraktion bei einem solchen verfahren |
| DE3740680A1 (de) * | 1987-03-06 | 1989-06-15 | Lottermoser Manfred | Verfahren zum auslaugen von metallen aus schlamm, erzen und industrieabfaellen |
| DE3707261A1 (de) * | 1987-03-06 | 1988-09-15 | Lottermoser Manfred | Verfahren zum auslaugen von schwermetallen aus schlamm und minderwertigen erzen |
| JP6158530B2 (ja) | 2013-02-25 | 2017-07-05 | 株式会社日立製作所 | 医用画像診断装置 |
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Cited By (2)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| JP2000507308A (ja) * | 1996-03-26 | 2000-06-13 | キャボット コーポレイション | 金属価の回収 |
| JP2016065273A (ja) * | 2014-09-24 | 2016-04-28 | 住友金属鉱山株式会社 | スカンジウムの回収方法 |
Also Published As
| Publication number | Publication date |
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| US5023059A (en) | 1991-06-11 |
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| DE3936055A1 (de) | 1990-05-03 |
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