JPS6229373B2 - - Google Patents
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Description
本発明は燐酸溶液、特に燐酸塩鉱石から得られ
た燐酸溶液中に存在しているウランの回収法に関
する。
燐酸塩鉱石は決して無視できない量のウランを
含み、それがそれら鉱石に硫酸を作用させている
間に、得られる燐酸溶液中に移行することが知ら
れている。
燐酸塩鉱石から得られた燐酸中に存在するウラ
ンを確実に回収するための現在知られている方法
は、適当な有機溶剤によつて抽出することを含ん
でいる。しかし之迄用いられてきた溶剤は、処理
すべき燐酸の量が多いこと、その燐酸の濃度が高
いこと及びそれらの溶液中に鉄が同時に存在する
こと等のため比較的効果が低いことが判明してい
る。
本発明は燐酸溶液中に存在するウランを回収す
る方法において、燐酸濃度が比較的高く、例えば
8M位であつても良好なウラン抽出水準を達成す
ることができるようにする方法に関する。
即ち本発明は燐酸溶液中に存在するウランを、
ウラン抽出に適した有機溶剤と該溶液とを接触さ
せることにより回収する方法において、有機溶剤
が酸性有機燐化合物と、式:
(式中、基R1,R2及びR3は同じか又は異な
り、アルキル、アリール又はアルコキシアルキル
基であり、基R1,R2及びR3の少なくとも一つは
アルコキシアルキル基である)
の中性ホスフインオキシドとから構成される抽出
剤系からなるウラン回収法に関する。
上で定義した方法は、抽出剤系の性質により一
層良好なウラン抽出速度を与える利点を有する。
即ちそのような系により、有機相と水性相との間
の良好なウラン分配係数を得ることができるよう
になる。更に、その系は特にこの種の抽出に従来
用いられていた不活性希釈剤に対する中性ホスフ
インオキシドの溶解度が非常によいため、現在知
られている系よりも一層高い濃度で用いることが
できる。
本発明によれば酸性有機燐化合物は式:
(式中、R4及びR5は同じか又は異なるアルキ
ル基で、少なくとも8個の炭素原子を有する分岐
鎖アルキル基であるのが好ましい)
のジアルキル燐酸であるのが有利である。用いら
れるジアルキル燐酸の例はジ―2―エチルヘキシ
ル燐酸である。
本発明によれば、酸性有機燐化合物として、
式:
(式中、R6及びR7は同じか又は異なり、アル
キル又はアリール基である)
のホスフオン酸(phosphonic acid)を用いるこ
ともできる。用いることができるホスフオン酸の
例には、フエニルホスフオン酸のエチル―2―ヘ
キシルモノエステル、フエニルホスフオン酸のn
―オクチルモノエステル及びフエニルホスフオン
酸のオクチル―フエニルモノエステルがある。
本発明によれば式()による中性ホスフイン
オキシドは、R1,R2又はR3基の少なくとも一つ
が4〜12個の炭素原子を有するアルコキシメチル
基であるホスフインオキシドの中から選ばれるの
が有利である。ホスフインオキシドがアルキル基
を有する時には、それは直鎖基であるのが好まし
い。
用いることができる中性ホスフインオキシドの
例には、ジフエニル―オクトキシメチルホスフイ
ンオキシド、ジイソブチル―オクトキシメチルホ
スフインオキシド、ジ―n―ブチル―オクトキシ
メチルホスフインオキシド、ジ―n―ペンチル―
オクトキシメチルホスフインオキシド及びジ―n
―ヘキシル―オクトキシメチルホスフインオキシ
ドがある。本発明の方法によれば、ジ―n―ヘキ
シル―オクトキシメチルホスフインオキシドを使
用するのが好ましい。
本発明の方法で用いられる抽出剤系では、酸性
有機燐化合物及び中性ホスフインオキシドの濃度
は、酸性有機燐化合物対中性ホスフインオキシド
のモル比が4〜5であるような濃度であるのが有
利である。
本発明の方法を遂行するためには、上記抽出剤
系を例えばドデカンの如き少なくとも8個の炭素
原子を有する飽和炭化水素から構成された不活性
溶剤中に希釈するのが有利である。
有機溶剤中、抽出剤の全濃度は良好なウラン抽
出水準を得るためには0.6Mを超えるのが有利で
ある。
本発明の方法は混合器―沈降器セツト、パルス
塔、遠心抽出器等々の如き従来の抽出装置で実施
できることを指摘しておく。
本発明によれば、有機溶剤中に抽出されたウラ
ンを次に、その有機溶剤に抽出されたウランを
その再抽出を促進させるためにウランへ還元す
るようなやり方で、任意に還元剤を含む燐酸水溶
液と該溶剤とを接触させることにより再抽出する
ことができる。
この再抽出法によつて満足すべきウラン回収を
行うことができるが、還元剤を添加することと、
濃燐酸溶液を使用することとを必要とし、補足的
な精製工程を必要にする欠点を有する。
本発明によればウラン再抽出は、少なくとも三
つの段階を有する再抽出装置で行われるのが好ま
しく、この再抽出のためにウラン含有有機溶剤を
その第1段階から導入することによりそれらの段
階で再循環させる。全ての段階で、炭酸アンモニ
ウム水溶液を最終段階から導入することによつて
該有機溶剤と向流状に循環させる。その導入量は
酸性有機燐化合物を中和し、有機溶剤中に存在す
るウランをウラニルアンモニウムトリカーボネー
トへ変えるのに必要な化学量論的量の50〜80%に
当るような量である。第1段階のPHを8〜8.5の
値に維持するため、第1段階を流れる炭酸アンモ
ニウム溶液にアンモニアをガス又は水溶液の形で
添加する。
最終の再抽出段階を出たアンモニア性有機溶剤
は、それを酸と接触させてアンモニウム塩の形で
アンモニウムを除去することにより精製するのが
好ましく、このように精製された有機溶剤をウラ
ン抽出を行うために再使用する。
酸は、硫酸、塩酸及び燐酸を含む群から選択さ
れるのが有利である。
亦、最終の再抽出段階を出るアンモニア性有機
溶剤を、ウラン抽出が終つて回収された燐酸と反
応させることにより精製するのが好ましいやり方
である。
この好ましいウラン再抽出法により、再抽出が
終つた時ウラン水溶液が得られ、それから容易に
何ら補助的精製工程を用いることなくウランを酸
化物の形式はアルカリ又はアルカリ土類ウラン酸
塩の形で90%を超える全ウラン回収率で回収する
ことができる。
更にそれによつて再使用可能な生成物を形成さ
せることができる。例えば燐酸で処理することに
よつて精製した有機溶剤はウランの抽出に更使用
でき、有機溶剤の精製処理で得られた燐酸アンモ
ニウムは商業的に利用するか又は肥料プラントへ
再循環させることができる。
本発明によればウラン再抽出は三つの段階で行
うのが好ましい。この場合には、ウラン含有有機
溶剤を第1段階から第3段階へ循環させ、有機溶
剤の酸性有機燐化合物を中和してウランをウラニ
ルアンモニウムトリカーボネートへ変えるのに必
要な化学量論的量の50〜80%に当る炭酸アンモニ
ウム水溶液又は炭酸塩の形で水に予かじめ溶解し
たアンモニアと二酸化炭素ガスとの混合物を第3
段階へ導入する。この溶液は第3段階から第1段
階へ循環し、第1段階へ入る前にアンモニアをガ
ス又は水溶液の形で添加する。添加する量は第1
段階のPHを8〜8.5の値に維持するような量であ
る。
PH値が8より低いとウラン再抽出率が低下し、
PH値が8.5より高いと導入されたアンモニアの量
がエマルジヨンを形成するようになり、ウラン再
抽出率を改善するに到らない。
アンモニアは5M〜7.5Mのアンモニアモル濃度
を有する本溶液の形で添加されるのが好ましい。
之等の段階で、アンモニアとの接触で鉄をも含
むウラン含有有機溶剤は、徐々に水和アンモニウ
ム塩に変り、向流状に循環する水性相はウランと
鉄に富むようになる。炭酸アンモニウムはウラン
と共にウラニルアンモニウムトリカーボネートを
形成し、それが溶液中に留まり、鉄は水酸化第二
鉄に変つて沈殿し、水性相から沈降によつて分離
される。
第3段階を出た時、アンモニア性有機溶剤を硫
酸、塩酸又は燐酸の如き酸で処理することによつ
て精製し、もはやアンモニウムイオンを含まない
有機相とアンモニウム塩を含む水性相を回収する
ことができるようにするのが好ましい。ウラン抽
出段階が終つた時回収される燐酸部分をこの処理
のために用いるのが好ましい。
本発明の他の特徴及び利点を、限定的な意味で
はなく例として述べる次の記載及び付図を参照す
ることによつて理解することができるであろう。
第1図に於て、記号Aはウラン抽出装置を示
し、記号Bは抽出装置を出た有機溶剤を洗滌する
ための装置を示し、記号C1,C2及びC3は三つの
再抽出段階を示し、記号Dはウラン分離装置を例
示し、記号Eは有機溶剤精製装置を示す。
製造装置からの、0.05〜0.20g/のウラン、
2〜5g/の鉄及び最大2g/のカルシウムを
含有する燐酸を1aによつて抽出装置Aへ導入す
る。その酸は予かじめ酸化処理にかけ、全てのウ
ランを六価の状態に、鉄を三価の状態にもつてい
つてある。
抽出装置Aでは燐酸を、線3aによつて導入し
た有機溶剤と向流接触させる。この有機溶剤は酸
性有機燐化合物と式()による中性ホスフイン
酸化物によつて構成される抽出剤系を含んでお
り、それはジ―2―エチル―ヘキシル燐酸
(DEHP)とジ―n―ヘキシル―オクトキシメチ
ルホスフインオキシド(POX11)との混合物を
ドデカンで希釈したものからなるのが有利であ
り、ジ―2―エチル―ヘキシル―燐酸の濃度は
0.1〜1M/で、ジ―n―ヘキシル―オクトキシ
メチルホスフインオキシドの濃度は0.025〜
0.25M/であるのが有利である。
抽出は、燐酸対有機溶剤の体積比が好ましくは
1〜10で、温度が25〜65℃、好ましくは40℃に近
い温度で行われる。
抽出装置Aを出た時、実質的にもはやウランを
含まない燐酸は線1bから排出され、金属イオン
特に第二鉄イオンでわずかに汚染されたウラン含
有有機溶剤は線3bを通つて排出される。
次にこの有機溶剤は洗滌装置Bへ送り、そこで
水で洗滌して溶剤が含んでいた燐酸イオンを本質
的に除去する。
洗滌装置を出てからそれは線3cによつて第1
再抽出段階C1へ導入され、次に続く段階C2及び
C3に循環する。
段階C2及びC3では、それは線4aによつて最
終段階C3へ導入された炭酸アンモニウム溶液と
向流的に接触し、段階C1では段階C2からの炭酸
塩溶液と、最後にその段階C1へ入つたその炭酸
塩溶液中へ線5によつて注入された気体状アンモ
ニア又はアンモニア溶液の形のアンモニアとに向
流接触する。
本発明によればアンモニア性或はアンモニアの
流れは、第1段階C1のPH値を8〜8.5の値を維持
するようにPHメーターで制御された弁によつて調
節する。同様に、線4aによつて最終段階C3へ
導入された炭酸アンモニウム溶液の流れを、それ
が一方ではジ―2―エチル―ヘキシル燐酸を中和
し、他方ではウランをウラニルアンモニウムトリ
カーボネートへ変えるのに必要な化学量論的量の
50〜80%に相当するようになるようなやり方で調
節する。
再抽出中、アンモニアと最初接触したウラン・
鉄含有有機溶剤は徐々に水和アンモニウム塩を形
成し、向流的に移行している水性相はウランと鉄
とに富むようになるのに対し、炭酸アンモニウム
はウランと反応してウラニルアンモニウムトリカ
ーボネートを形成し、それは溶解したままになつ
ているのに対し鉄は水酸化物の形で沈殿する。ウ
ラニルアンモニウムトリカーボネートを含有する
水性相は、線4bによつて第1再抽出段階C1を
出、次にウラン分離装置Dの方へ流れる。
ウランはこの溶液から酸化物の形又はウラン酸
ナトリウムの形で分離できることを指摘してお
く。
三酸化ウランの形でウランを得るためには、ウ
ラニルアンモニウムトリカーボネート溶液に90〜
100℃の温度で約6時間反応器中で空気を気泡と
して通し、次に沈殿物をろ過して水で洗滌する。
120℃で乾燥し、約400℃で焙焼すると三酸化ウラ
ンが得られる。ウラン酸ナトリウムの形でウラン
を得るためには、二酸化炭素ガスとアンモニアを
除去するために約90℃で空気を気泡として通すこ
とによつて予かじめ脱ガスしたウラニルアンモニ
ウムトリカーボネート溶液を約80℃でソーダによ
つて中和し、次に80℃の温度で1時間操作しなが
ら溶液へ水酸化ナトリウムを添加することによつ
てウランを沈殿させる。ろ過し、50℃の水で洗滌
した後、ウラン酸ナトリウムを収集し、之は後で
二ウラン酸アンモニウム又は三酸化ウランに変え
ることができる。
第3再抽出段階C3を出た後、ウランを除去し
た有機溶剤を線3dによつて排出し、精製工程E
へ送り、そこで線1cを経て導入された燐酸によ
つて処理する。この燐酸は管1bによつて抽出工
程Aを出た燐酸の一部である。有機溶剤を燐酸と
接触させることにより、抽出剤のアンモニウム塩
は分解し、線6から排出される燐酸アンモニウム
を形成し、精製された有機溶剤が得られる。後者
は線3aによつて再循環し、抽出工程Aで再使用
する。
このやり方で回収された燐酸アンモニウムは、
直接商業的に用いられるか又は肥料製造プラント
で用いることができることを指摘しておく。
次の実施例は本発明の方法を実施することによ
つて得られる結果を例示するためのものである。
実施例 1
この実施例は1g/のウランと1g/の鉄と
を含有する6M燐酸溶液からウランを回収するこ
とに関する。
この実施例で用いられた有機溶剤は、ジ―2―
エチル―ヘキシル燐酸(DEHP)とジ―n―ヘキ
シル―オクトキシメチルホスフインオキシド
(POX11)との混合物をドデカンで希釈したもの
で、DEHPの濃度0.5M/とし、POX11の濃度
は色々に変えた。
抽出は燐酸水溶液と或る体積の有機溶媒とを、
両相を機械的に撹拌しながら約15分間接触させる
ことにより遂行した。次に二相を遠心分離により
分け、次いで試料を取り、分析してそれらのウラ
ン濃度を決定した。
ウラン濃度は、(重クロム酸カリを用いた酸化
還元による)電位差測定法又は(ジベンゾイルメ
タンを用いた)比色分析法により測定したことを
指摘しておく。
分布即ち分配係数Dを次に決定する。之は有機
相のウラン濃度対水性相のウラン濃度の比に等し
い。
得られた結果を表及び第1図に示す。第1図
はウラン分配係数Dの変化を有機溶剤のPOX11
含有量の関数として示したものであり、有機溶剤
はどの場合でもDEHPを0.5M/含んでいた。
The present invention relates to a method for recovering uranium present in phosphoric acid solutions, in particular phosphoric acid solutions obtained from phosphate ores. Phosphate ores contain a non-negligible amount of uranium, which is known to migrate into the resulting phosphoric acid solution during the action of sulfuric acid on these ores. Currently known methods for reliably recovering uranium present in phosphoric acid obtained from phosphate ores include extraction with suitable organic solvents. However, the solvents that had been used until then were found to be relatively ineffective due to the large amount of phosphoric acid to be treated, the high concentration of phosphoric acid, and the simultaneous presence of iron in the solution. are doing. The present invention provides a method for recovering uranium present in a phosphoric acid solution, in which the phosphoric acid concentration is relatively high, e.g.
This article relates to a method that enables a good uranium extraction level to be achieved even at around 8M. That is, the present invention allows uranium present in a phosphoric acid solution to be
A method for recovering uranium by contacting the solution with an organic solvent suitable for uranium extraction, wherein the organic solvent is an acidic organophosphorus compound and the formula: (wherein the groups R 1 , R 2 and R 3 are the same or different and are alkyl, aryl or alkoxyalkyl groups, and at least one of the groups R 1 , R 2 and R 3 is an alkoxyalkyl group) This invention relates to a uranium recovery method using an extractant system consisting of neutral phosphine oxide. The method defined above has the advantage of giving a better uranium extraction rate due to the nature of the extractant system.
Such a system thus makes it possible to obtain a good uranium partition coefficient between the organic phase and the aqueous phase. Furthermore, the system can be used at much higher concentrations than currently known systems, particularly due to the very good solubility of neutral phosphine oxide in the inert diluents conventionally used for this type of extraction. . According to the invention, the acidic organophosphorus compound has the formula: Advantageously, it is a dialkyl phosphoric acid in which R 4 and R 5 are the same or different alkyl radicals, preferably branched alkyl radicals having at least 8 carbon atoms. An example of a dialkyl phosphoric acid used is di-2-ethylhexyl phosphoric acid. According to the present invention, as the acidic organophosphorus compound,
formula: It is also possible to use phosphonic acids in which R 6 and R 7 are the same or different and are alkyl or aryl groups. Examples of phosphonic acids that can be used include ethyl-2-hexyl monoester of phenylphosphonic acid, n
-octyl monoester and octyl-phenyl monoester of phenylphosphonic acid. According to the invention, the neutral phosphine oxide according to the formula () is selected among the phosphine oxides in which at least one of the R 1 , R 2 or R 3 groups is an alkoxymethyl group having 4 to 12 carbon atoms. It is advantageous to be able to When the phosphine oxide has an alkyl group, it is preferably a straight chain group. Examples of neutral phosphine oxides that can be used include diphenyl-octoxymethylphosphine oxide, diisobutyl-octoxymethylphosphine oxide, di-n-butyl-octoxymethylphosphine oxide, di-n-pentyl ―
Octoxymethylphosphine oxide and di-n
-hexyl-octoxymethylphosphine oxide. According to the method of the invention, preference is given to using di-n-hexyl-octoxymethylphosphine oxide. In the extractant system used in the method of the invention, the concentrations of the acidic organophosphorus compound and the neutral phosphine oxide are such that the molar ratio of acidic organophosphorus compound to neutral phosphine oxide is between 4 and 5. is advantageous. In order to carry out the process of the invention, it is advantageous to dilute the extractant system in an inert solvent composed of a saturated hydrocarbon having at least 8 carbon atoms, such as, for example, dodecane. Advantageously, the total concentration of extractant in the organic solvent is greater than 0.6M in order to obtain good uranium extraction levels. It is noted that the process of the present invention can be carried out in conventional extraction equipment such as mixer-settler sets, pulse columns, centrifugal extractors, and the like. According to the invention, the uranium extracted into the organic solvent is then optionally containing a reducing agent in such a way as to reduce the uranium extracted into the organic solvent to uranium to facilitate its re-extraction. It can be re-extracted by bringing the solvent into contact with an aqueous phosphoric acid solution. Satisfactory uranium recovery can be achieved by this re-extraction method, but the addition of a reducing agent and
It requires the use of concentrated phosphoric acid solutions and has the disadvantage of requiring supplementary purification steps. According to the invention, the uranium re-extraction is preferably carried out in a re-extraction device having at least three stages, by introducing the uranium-containing organic solvent for this re-extraction from the first stage thereof. Recirculate. In all stages, an aqueous ammonium carbonate solution is introduced from the last stage and circulated countercurrently with the organic solvent. The amount introduced is such that it corresponds to 50 to 80% of the stoichiometric amount required to neutralize the acidic organophosphorus compound and convert the uranium present in the organic solvent to uranyl ammonium tricarbonate. In order to maintain the pH of the first stage at a value of 8-8.5, ammonia is added in the form of a gas or an aqueous solution to the ammonium carbonate solution flowing through the first stage. The ammoniacal organic solvent leaving the final re-extraction stage is preferably purified by contacting it with an acid to remove ammonium in the form of an ammonium salt, and the organic solvent thus purified is then subjected to uranium extraction. Reuse to do. Advantageously, the acid is selected from the group comprising sulfuric acid, hydrochloric acid and phosphoric acid. It is also a preferred practice to purify the ammoniacal organic solvent leaving the final re-extraction stage by reacting it with the phosphoric acid recovered after the uranium extraction. This preferred uranium re-extraction method yields an aqueous uranium solution at the end of the re-extraction, which can then be easily converted to uranium in the form of oxides, in the form of alkali or alkaline earth uranates, without any auxiliary purification steps. It can be recovered with a total uranium recovery rate of over 90%. Furthermore, reusable products can thereby be formed. Organic solvents purified, for example by treatment with phosphoric acid, can be further used for the extraction of uranium, and the ammonium phosphate obtained from the organic solvent purification process can be used commercially or recycled to fertilizer plants. . According to the invention, uranium re-extraction is preferably carried out in three stages. In this case, the uranium-containing organic solvent is circulated from the first stage to the third stage in the stoichiometric amount necessary to neutralize the acidic organophosphorus compounds of the organic solvent and convert the uranium to uranyl ammonium tricarbonate. A mixture of ammonia and carbon dioxide gas previously dissolved in water in the form of an aqueous ammonium carbonate solution or carbonate containing 50 to 80% of
Introduce to the stage. This solution is circulated from the third stage to the first stage, and before entering the first stage ammonia is added in the form of a gas or an aqueous solution. The amount to add is the first
The amount is such that the pH of the stage is maintained at a value of 8-8.5. When the pH value is lower than 8, the uranium re-extraction rate decreases,
If the pH value is higher than 8.5, the amount of ammonia introduced will form an emulsion, which will not improve the uranium reextraction rate. Preferably, the ammonia is added in the form of a solution having an ammonia molar concentration of 5M to 7.5M. During these stages, the uranium-containing organic solvent, which also contains iron on contact with ammonia, gradually transforms into hydrated ammonium salts, and the countercurrently circulating aqueous phase becomes enriched in uranium and iron. Ammonium carbonate forms uranyl ammonium tricarbonate with uranium, which remains in solution and iron precipitates as ferric hydroxide, which is separated from the aqueous phase by precipitation. Upon exiting the third stage, the ammoniacal organic solvent is purified by treatment with an acid such as sulfuric acid, hydrochloric acid or phosphoric acid to recover an organic phase no longer containing ammonium ions and an aqueous phase containing ammonium salts. It is preferable to make it possible to do so. Preferably, the phosphoric acid portion recovered at the end of the uranium extraction step is used for this treatment. BRIEF DESCRIPTION OF THE DRAWINGS Other features and advantages of the invention will be understood by reference to the following description and accompanying drawings, which are given by way of example and not in a restrictive sense. In Figure 1, the symbol A designates the uranium extraction device, the symbol B designates the device for washing the organic solvent leaving the extraction device, and the symbols C 1 , C 2 and C 3 represent the three re-extraction stages. The symbol D represents a uranium separation device, and the symbol E represents an organic solvent purification device. 0.05-0.20g/uranium from production equipment,
Phosphoric acid containing 2 to 5 g of iron and up to 2 g of calcium is introduced into extractor A via 1a. The acid is pre-oxidized to bring all the uranium into the hexavalent state and the iron into the trivalent state. In extractor A, phosphoric acid is brought into countercurrent contact with an organic solvent introduced via line 3a. This organic solvent contains an extractant system composed of an acidic organophosphorus compound and a neutral phosphine oxide of the formula - Advantageously, it consists of a mixture with octoxymethylphosphine oxide (POX11) diluted with dodecane, the concentration of di-2-ethyl-hexyl-phosphoric acid being
0.1~1M/, and the concentration of di-n-hexyl-octoxymethylphosphine oxide is 0.025~
Advantageously, it is 0.25M/. The extraction is carried out at a volume ratio of phosphoric acid to organic solvent of preferably 1 to 10 and at a temperature of 25 to 65°C, preferably close to 40°C. On leaving the extractor A, the phosphoric acid, which essentially no longer contains uranium, is discharged through line 1b, and the uranium-containing organic solvent, slightly contaminated with metal ions, in particular ferric ions, is discharged through line 3b. . This organic solvent is then sent to washing unit B where it is washed with water to essentially remove the phosphate ions contained in the solvent. After leaving the washing device it is connected to the first line by line 3c.
introduced into re-extraction stage C 1 , followed by stages C 2 and
Cycle to C3 . In stages C 2 and C 3 it is countercurrently contacted with the ammonium carbonate solution introduced by line 4a into the final stage C 3 , in stage C 1 with the carbonate solution from stage C 2 and finally with its Countercurrent contact is made with ammonia in the form of gaseous ammonia or an ammonia solution injected via line 5 into the carbonate solution entering stage C1 . According to the invention, the flow of ammonia or ammonia is regulated by a valve controlled by a PH meter to maintain the PH value of the first stage C1 at a value of 8-8.5. Similarly, the flow of ammonium carbonate solution introduced by line 4a into the final stage C3 , which on the one hand neutralizes the di-2-ethyl-hexyl phosphate and on the other hand converts the uranium into uranyl ammonium tricarbonate of the stoichiometric amount required for
Adjust in such a way that it corresponds to 50-80%. During re-extraction, the uranium that first came into contact with the ammonia
Iron-containing organic solvents gradually form hydrated ammonium salts and the countercurrently migrating aqueous phase becomes rich in uranium and iron, whereas ammonium carbonate reacts with uranium to form uranyl ammonium tricarbonate. , which remains dissolved, whereas iron precipitates in the form of hydroxide. The aqueous phase containing uranyl ammonium tricarbonate leaves the first re-extraction stage C 1 by line 4b and then flows towards the uranium separation unit D. It should be pointed out that uranium can be separated from this solution in oxide form or in the form of sodium uranate. To obtain uranium in the form of uranium trioxide, add 90~
Air is bubbled through the reactor at a temperature of 100° C. for about 6 hours, then the precipitate is filtered and washed with water.
Uranium trioxide is obtained by drying at 120℃ and roasting at about 400℃. To obtain uranium in the form of sodium uranate, a uranyl ammonium tricarbonate solution, previously degassed by bubbling air at about 90 °C to remove carbon dioxide gas and ammonia, is heated to about 80 °C. C. and then precipitate the uranium by adding sodium hydroxide to the solution while operating for 1 hour at a temperature of 80.degree. After filtration and washing with 50°C water, the sodium uranate is collected, which can later be converted into ammonium diuranate or uranium trioxide. After leaving the third re-extraction stage C3 , the organic solvent from which the uranium has been removed is discharged via line 3d, and the refining stage E
and there treated with phosphoric acid introduced via line 1c. This phosphoric acid is part of the phosphoric acid leaving extraction step A via tube 1b. By contacting the organic solvent with phosphoric acid, the ammonium salt of the extractant decomposes to form ammonium phosphate which is discharged through line 6 and a purified organic solvent is obtained. The latter is recycled by line 3a and reused in extraction step A. The ammonium phosphate recovered in this way is
It is noted that it can be used directly commercially or in fertilizer manufacturing plants. The following examples are intended to illustrate the results obtained by practicing the method of the invention. EXAMPLE 1 This example relates to the recovery of uranium from a 6M phosphoric acid solution containing 1 g/g uranium and 1 g/iron. The organic solvent used in this example was
A mixture of ethyl-hexyl phosphoric acid (DEHP) and di-n-hexyl-octoxymethylphosphine oxide (POX11) was diluted with dodecane, and the concentration of DEHP was 0.5 M, and the concentration of POX11 was varied. . Extraction involves combining an aqueous phosphoric acid solution and a certain volume of an organic solvent.
This was accomplished by contacting both phases for approximately 15 minutes with mechanical stirring. The two phases were then separated by centrifugation, and samples were then taken and analyzed to determine their uranium concentration. It should be noted that uranium concentrations were determined potentiometrically (redox using potassium dichromate) or colorimetrically (using dibenzoylmethane). The distribution or distribution coefficient D is then determined. is equal to the ratio of the uranium concentration in the organic phase to the uranium concentration in the aqueous phase. The results obtained are shown in the table and FIG. Figure 1 shows the change in uranium distribution coefficient D of organic solvent POX11.
It is shown as a function of content, and the organic solvent contained 0.5M/DEHP in all cases.
【表】
之はウラン分配係数Dが、有機溶剤が0.5M/
のDEHPと0.1M/のPOX11を含有している
時に最大値になることを示している。亦、DEHP
対POX11のモル比が3〜4の時良い結果が得ら
れることも分る。
実施例 2
この実施例は1g/のウランと1g/の鉄を
も含む6M燐溶液からウランを抽出することに関
する。
この例ではウラン抽出は実施例1と同じ条件で
行い、もう一度有機溶剤としてDEHPとPOX11の
混合物をドデカンで希釈したものを用いた。
この例では有機溶剤中の抽出剤の全濃度を変え
たが、DEHP対POX11のモル比はどの場合でも5
に等しかつた。
各抽出後、水性相及び有機相のウラン()と
鉄()の濃度を測定し、ウラン分配係数Dを決
定した。
得られた結果を表及び第2図に示す。第2図
はウランと鉄の分配係数Dの変化を抽出剤の全濃
度の関数として示したものである。[Table] The uranium distribution coefficient D is 0.5M/organic solvent.
It shows that the maximum value is reached when it contains DEHP of 0.1M and POX11 of 0.1M/. In addition, DEHP
It is also seen that good results are obtained when the molar ratio of POX11 to POX11 is 3 to 4. Example 2 This example relates to the extraction of uranium from a 6M phosphorus solution that also contains 1 g/g uranium and 1 g/iron. In this example, uranium extraction was performed under the same conditions as in Example 1, and once again a mixture of DEHP and POX11 diluted with dodecane was used as the organic solvent. Although the total concentration of extractant in the organic solvent was varied in this example, the molar ratio of DEHP to POX11 was in each case 5.
was equal to After each extraction, the uranium () and iron () concentrations in the aqueous and organic phases were measured and the uranium partition coefficient D was determined. The results obtained are shown in the table and FIG. FIG. 2 shows the variation of the uranium-iron partition coefficient D as a function of the total extractant concentration.
【表】
分配係数は抽出剤の含有量と共に規則的に増大
し、それは鉄の方がウランの場合よりも一層急速
に増大することが分る。
実施例 3
この実施例では、種々のウラン濃度を有する
6M燐酸溶液から、ドデカンで希釈して0.5M/
のDEHPと0.1M/のPOX11との混合物を含有
する有機溶剤によつてウランを抽出した。
各抽出は20℃の温度で約15分間撹拌しながら1
体積の水溶液と1体積の有機溶媒とを接触させる
ことにより遂行した。次にウラン分配係数Dを決
定した。得られた結果を表に示す。[Table] It can be seen that the partition coefficient increases regularly with extractant content, and it increases more rapidly for iron than for uranium. Example 3 In this example, with various uranium concentrations
From 6M phosphoric acid solution, dilute with dodecane to 0.5M/
The uranium was extracted with an organic solvent containing a mixture of DEHP and 0.1M/POX11. Each extraction was performed at a temperature of 20°C for approximately 15 minutes with stirring.
This was accomplished by contacting one volume of an aqueous solution with one volume of an organic solvent. Next, the uranium distribution coefficient D was determined. The results obtained are shown in the table.
【表】
実施例 4
この例では1g/のウランと1g/の鉄とを
含有する6M燐酸溶液から、酸性有機燐化合物と
中性ホスフインオキシドとの種々の混合物をドデ
カンで希釈したものを有機溶剤として用いてウラ
ンを抽出した。
どの場合でも約15分間1体積の水溶液と1体積
の有機溶剤とを接触させることにより抽出を行
い、次にウラン()と鉄()の分配係数を決
定した。得られた結果を表に示す。
上記実施例の全てにおいて、有機溶剤中に抽出
されたウランを、好ましくは10M以上の燐酸濃度
を有し、ウラン()をウラン()へ還元する
ための還元剤を含む燐酸溶液と該有機溶剤とを接
触させることにより回収することができることを
指摘しておく。[Table] Example 4 In this example, various mixtures of acidic organophosphorus compounds and neutral phosphine oxides diluted with dodecane were prepared from a 6M phosphoric acid solution containing 1 g/g of uranium and 1 g/iron. It was used as a solvent to extract uranium. Extraction was carried out by contacting 1 volume of aqueous solution with 1 volume of organic solvent for about 15 minutes in each case, and then the partition coefficients of uranium () and iron () were determined. The results obtained are shown in the table. In all of the above embodiments, the uranium extracted in an organic solvent is combined with a phosphoric acid solution containing a reducing agent for reducing uranium () to uranium (), preferably having a phosphoric acid concentration of 10M or more, and the organic solvent. It should be pointed out that it can be recovered by contacting with.
【表】【table】
【表】
実施例 5
この実施例は燐酸塩鉱石に硫酸を作用させて得
られた燐酸2.5m3を処理することに関し、その酸
はウランを+6価の酸化状態へ変えるため160体
積で4.5の過酸化水素で予かじめ酸化処理を施
してあつた。
この例では25.6/時の燐酸溶液を線1aを経
て抽出装置Aへ40℃の温度で導入した。その溶液
は345g/のP2O5、0.08g/のウラン及び
1.91g/の鉄を含み、ウランと鉄は夫々+6と
+3の酸化状態にあつた。
同じく線3aを用いて、五つの混合器―沈降器
セツトからなる抽出装置Aへ0.5Mのジ―2―エ
チル―ヘキシル燐酸と0.125Mのジ―n―ヘキシ
ル―オクトキシメチルホスフインオキシドを含有
するドデカンから構成された有機溶剤3.85/時
を導入した。
抽出装置Aを出た燐酸溶液を25.6/時の流速
で線1bによつて排出し、0.45/時に相当する
この流れの一部を線1cによつて精製装置Eへ移
した。
抽出装置Aを出たウラン含有有機溶剤は線3b
によつて排出し、二つの混合器―沈降器セツトか
ら構成された洗滌装置Bへ導入し、そこで0.7
/時の流速で導入された洗滌水と40℃の温度で
向流接触させた。0.52g/のウランと0.16g/
の鉄とを含む洗滌した有機溶剤を次に線3cによ
つて第1再抽出段階C1へ導入した。
40℃の温度で操作されたこの再抽出のために、
有機溶剤を3.85/時の速度で第1段階C1へ導入
し、線5aを用いて5Mアンモニア溶液を0.17
/時の速度で同じく第1段階へ導入した。之に
よつて第1段階のPHを8.5の値に維持することが
できる。線4aを用いて100g/の濃度をもつ
炭酸アンモニウムの溶液を0.7/時の速度で第
3段階C3へ導入した。之はジ―2―エチル―ヘ
キシル燐酸を中和し、ウランをウラニルアンモニ
ウムトリカーボネートへ変えるのに必要な化学量
論的量の74%に相当していた。
第3再抽出段階を出た有機溶剤は、4.15/時
の速度で線3bにより排出したが、そのウラン濃
度は0.002g/である。次にこのウランを除去し
た溶剤は4.15/時の速度で線3dにより精製装
置Eへ導入し、そこで抽出装置Aから線1cを経
て0.45/時の流速で導入された燐酸と接触させ
た。精製した有機溶剤は線3aにより精製装置E
から3.85/時の速度で取り出し、抽出装置Aへ
再循環させた。
再抽出段階、特に第1段階では鉄は水酸化物の
形で沈殿し、それは連続的又は不連続的にろ過に
より除去し、再抽出段階を循環する溶液を再循環
させる。
このようにして処理した酸2.5m3当り0.75Kgの
湿潤沈殿物が除去された。
第1再抽出段階C1を出たウラニルアンモニウ
ムトリカーボネート含有水溶液を、0.57/時の
速度で線4bにより排出した。この水溶液は
3.57g/のウランを含み、次にウラン分離装置
Dで処理した。
この装置では溶液を先ず清澄化し、次に反応器
中95℃で6時間空気を気泡として通しながら維持
した。ろ過し、水で洗滌し、120℃で乾燥し、400
℃で焙焼した後、三酸化ウランの形のウラン
190gが処理した酸2.5m3毎に得られ、之は95%の
全ウラン収率に相当した。[Table] Example 5 This example concerns the treatment of 2.5 m 3 of phosphoric acid obtained by the action of sulfuric acid on phosphate ore. It had been oxidized in advance with hydrogen peroxide. In this example, 25.6/h of phosphoric acid solution was introduced into extractor A via line 1a at a temperature of 40°C. The solution contained 345 g/P 2 O 5 , 0.08 g/U and
It contained 1.91 g of iron, with uranium and iron in the +6 and +3 oxidation states, respectively. Also using line 3a, add 0.5M di-2-ethyl-hexyl phosphoric acid and 0.125M di-n-hexyl-octoxymethylphosphine oxide to extractor A, which consists of five mixer-settler sets. 3.85/hr of an organic solvent consisting of dodecane was introduced. The phosphoric acid solution leaving extractor A was discharged via line 1b at a flow rate of 25.6/h, and a portion of this stream corresponding to 0.45/h was transferred to purifier E via line 1c. The uranium-containing organic solvent leaving extraction device A is line 3b.
and introduced into a washing device B consisting of two mixer-settler sets, where 0.7
Countercurrent contact was made at a temperature of 40° C. with wash water introduced at a flow rate of /h. 0.52g/ of uranium and 0.16g/
The washed organic solvent containing iron was then introduced into the first re-extraction stage C1 via line 3c. For this re-extraction operated at a temperature of 40 °C,
The organic solvent is introduced into the first stage C1 at a rate of 3.85/h and the 5M ammonia solution is introduced at 0.17% using line 5a.
/h was also introduced into the first stage. This allows the PH of the first stage to be maintained at a value of 8.5. Using line 4a, a solution of ammonium carbonate with a concentration of 100 g/h was introduced into the third stage C3 at a rate of 0.7/h. This represented 74% of the stoichiometric amount required to neutralize di-2-ethyl-hexyl phosphate and convert uranium to uranyl ammonium tricarbonate. The organic solvent leaving the third re-extraction stage was discharged via line 3b at a rate of 4.15/hr, with a uranium concentration of 0.002 g/hr. This uranium-free solvent was then introduced via line 3d at a rate of 4.15/hr into refiner E, where it was contacted with phosphoric acid introduced from extractor A via line 1c at a flow rate of 0.45/hr. The purified organic solvent is transferred to purifier E via line 3a.
and recycled to extractor A at a rate of 3.85/hr. In the re-extraction stage, in particular the first stage, iron is precipitated in the form of hydroxide, which is removed by continuous or discontinuous filtration and the solution circulating through the re-extraction stage is recycled. 0.75 Kg of wet precipitate was removed per 2.5 m 3 of acid treated in this way. The aqueous solution containing uranyl ammonium tricarbonate leaving the first re-extraction stage C 1 was discharged via line 4b at a rate of 0.57/h. This aqueous solution
It contained 3.57 g/U of uranium and was then processed in Uranium Separator D. In this apparatus, the solution was first clarified and then maintained in a reactor at 95° C. for 6 hours with air bubbled through. Filtered, washed with water, dried at 120℃, 400℃
After roasting at °C, uranium in the form of uranium trioxide
190 g were obtained for every 2.5 m 3 of acid treated, corresponding to a total uranium yield of 95%.
第1図は本発明の方法の種々の工程を表した概
略図である。第2図はウランの分布即ち分配係数
の変化を、抽出のために使用した混合物中の中性
抽出剤濃度の関数として示したグラフである。第
3図はウランと鉄の分配係数Dの変化を、用いた
有機溶媒の抽出剤の全濃度の関数として示したグ
ラフである。
FIG. 1 is a schematic representation of the various steps of the method of the invention. FIG. 2 is a graph showing the change in the distribution or distribution coefficient of uranium as a function of the concentration of neutral extractant in the mixture used for extraction. FIG. 3 is a graph showing the variation in the distribution coefficient D of uranium and iron as a function of the total concentration of the organic solvent extractant used.
Claims (1)
に適した有機溶剤とその溶液を接触させることに
より回収する方法において、前記有機溶剤が酸性
有機燐化合物と、式: (式中、R1,R2及びR3は同じか又は異なり、
アルキル、アリール又はアルコキシアルキル基
で、それらR1,R2及びR3基の少なくとも一つは
アルコキシアルキル基である) の中性ホスフインオキシドとからなる抽出剤系か
らなるウラン回収法。 2 酸性有機燐化合物が式: (式中、R4及びR5は同じか又は異なるアルキ
ル基である) のジアルキル燐酸である特許請求の範囲第1項に
記載の方法。 3 R4及びR5が同一か又は異なり、少なくとも
8個の炭素原子を有する分岐鎖アルキル基である
前記第2項に記載の方法。 4 ジアルキル燐酸がジ―2―エチル―ヘキシル
燐酸である前記第2項に記載の方法。 5 酸性有機燐化合物が式: (式中、R6及びR7は同じか又は異なり、アル
キル又はアリール基である) のホスフオン酸である特許請求の範囲第1項に記
載の方法。 6 式()の中性ホスフインオキシドの基
R1,R2又はR3の少なくとも一つが4〜12個の炭
素原子を有するアルコキシメチル基である特許請
求の範囲第1項に記載の方法。 7 中性ホスフインオキシドがジ―n―ヘキシル
―オクトキシメチルホスフインオキシドである前
記第6項に記載の方法。 8 抽出剤系中の酸性有機燐化合物と中性ホスフ
インオキシドとの濃度が、該酸性有機燐化合物対
中性ホスフインオキシドのモル比が4〜5である
特許請求の範囲第1項に記載の方法。 9 有機溶剤中に抽出されたウランを再抽出する
段階を含み、然もその再抽出段階が、少なくとも
二つの段階を有する再抽出用装置で行われ、ウラ
ン含有有機溶剤を第1段階から導入してそれらの
段階に循環させ、炭酸アンモニウム水溶液を最後
の段階から導入して全ての段階で該有機溶剤に対
し向流的に循環させ、然もその導入する炭酸アン
モニウムの量を、該酸性有機燐化合物を中和して
有機溶剤中に存在するウランをウラニルアンモニ
ウムトリカーボネートへ変えるのに必要な化学量
論的量の50〜80%になるような量とし、更に第1
段階に流れる炭酸アンモニウム溶液にアンモニア
をガス又は水溶液の形で添加し、第1段階のPHを
8〜8.5の値に維持することからなる特許請求の
範囲第1項に記載の方法。 10 最終再抽出段階を出るアンモニア有機溶剤
が、それを酸と反応させてアンモニウム塩の形で
除去することにより精製され、そのように精製さ
れた有機溶剤をウラン抽出を行うため再使用する
前記第9項に記載の方法。 11 酸を硫酸、塩酸及び燐酸からなる群から選
択する前記第10項に記載の方法。 12 最終再抽出段階を出るアンモニア有機溶剤
が、それをウラン抽出が終つて回収された燐酸と
反応させることにより精製される前記第10項に
記載の方法。[Scope of Claims] 1. A method for recovering uranium present in a phosphoric acid solution by contacting the solution with an organic solvent suitable for uranium extraction, wherein the organic solvent is an acidic organophosphorus compound and the formula: (In the formula, R 1 , R 2 and R 3 are the same or different,
alkyl, aryl or alkoxyalkyl group, in which at least one of R 1 , R 2 and R 3 is an alkoxyalkyl group); and a neutral phosphine oxide. 2 The acidic organophosphorus compound has the formula: The method according to claim 1, wherein R 4 and R 5 are the same or different alkyl groups. 3. The method according to item 2, wherein R 4 and R 5 are the same or different and are branched alkyl groups having at least 8 carbon atoms. 4. The method according to item 2 above, wherein the dialkyl phosphoric acid is di-2-ethyl-hexyl phosphoric acid. 5 The acidic organophosphorus compound has the formula: The method according to claim 1, wherein R 6 and R 7 are the same or different and are alkyl or aryl groups. 6 Neutral phosphine oxide group of formula ()
2. A method according to claim 1, wherein at least one of R1 , R2 or R3 is an alkoxymethyl group having 4 to 12 carbon atoms. 7. The method according to item 6 above, wherein the neutral phosphine oxide is di-n-hexyl-octoxymethylphosphine oxide. 8. According to claim 1, the concentration of the acidic organophosphorus compound and the neutral phosphine oxide in the extractant system is such that the molar ratio of the acidic organophosphorus compound to the neutral phosphine oxide is 4 to 5. the method of. 9. comprising a step of re-extracting the uranium extracted into an organic solvent, the re-extraction step being carried out in a re-extraction apparatus having at least two stages, the uranium-containing organic solvent being introduced from the first stage; an aqueous ammonium carbonate solution is introduced from the last stage and circulated countercurrently to the organic solvent in all stages, but the amount of ammonium carbonate introduced is controlled by The amount is 50 to 80% of the stoichiometric amount required to neutralize the compound and convert the uranium present in the organic solvent into uranyl ammonium tricarbonate, and the first
2. A process according to claim 1, comprising adding ammonia in the form of gas or aqueous solution to the ammonium carbonate solution flowing through the stage to maintain the pH of the first stage at a value between 8 and 8.5. 10 The ammonia organic solvent leaving the final re-extraction stage is purified by reacting it with an acid to remove it in the form of ammonium salts, and the organic solvent so purified is reused for carrying out the uranium extraction. The method described in Section 9. 11. The method according to item 10 above, wherein the acid is selected from the group consisting of sulfuric acid, hydrochloric acid and phosphoric acid. 12. The method of paragraph 10, wherein the ammonia organic solvent leaving the final re-extraction step is purified by reacting it with phosphoric acid recovered after the uranium extraction has ended.
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|---|---|---|---|
| FR7833543A FR2442796A1 (en) | 1978-11-28 | 1978-11-28 | Extn. of uranium from wet process phosphoric acid - using neutral phosphine oxide, pref. di-N-hexyl octoxy:methyl phosphine oxide and organo-phosphoric or phosphonic acid (J5 18.6.80) |
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|---|---|
| JPS5580724A JPS5580724A (en) | 1980-06-18 |
| JPS6229373B2 true JPS6229373B2 (en) | 1987-06-25 |
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