李 密，張 彪，張曉文，黃 婧，丁德馨，葉勇軍

(1. 南華大學 環(huán)境保護與安全工程學院，衡陽 421001；2. 南華大學 放射性三廢處理與處置重點實驗室，衡陽421001；3. 南華大學 鈾礦冶生物技術(shù)國防重點學科實驗室，衡陽 421001)

從低品位鈾尾礦中氧化浸出鈾

李 密1,2，張 彪1，張曉文1,2，黃 婧1，丁德馨3，葉勇軍3

(1. 南華大學 環(huán)境保護與安全工程學院，衡陽 421001；2. 南華大學 放射性三廢處理與處置重點實驗室，衡陽421001；3. 南華大學 鈾礦冶生物技術(shù)國防重點學科實驗室，衡陽 421001)

針對低品位鈾尾礦因脈石含量高、物相賦存狀態(tài)復雜而造成的鈾浸出率低的問題，提出添加輔助氧化劑破壞脈石結(jié)構(gòu)而實現(xiàn)強化浸出鈾的思路。采用單因素實驗法對比常規(guī)酸浸和3種氧化劑(H2O2、MnO2和Fe3+)強化酸浸對鈾浸出率的影響。結(jié)果表明：當浸出溫度、硫酸濃度和液固比分別為30 ℃、1 mol/L和20:1時，采用常規(guī)酸浸6 h后鈾的浸出率僅為78%，而在相同的浸出條件下，強化酸浸1.5 h鈾的浸出率可達到95%。浸出渣的XRD及SEM-EDS分析結(jié)果表明，H2O2及MnO2均能破壞脈石晶體結(jié)構(gòu)，減少顆粒團聚，但添加MnO2后生成新的硅酸錳鹽晶體，F(xiàn)e3+不能破壞脈石結(jié)構(gòu)，但其氧化作用在一定程度上能加快鈾的浸出。

鈾尾礦；浸出；氧化；脈石

隨著核電工業(yè)的不斷發(fā)展，我國對鈾的需求量將持續(xù)增加，預計到2020年，為滿足核電發(fā)展所需要的鈾將達到6000 t左右[1]。目前，我國鈾礦開采方法主要有常規(guī)攪拌浸出、堆浸、原地爆破浸出以及CO2地浸等[2]。在原地爆破浸出以及CO2地浸等工藝被開發(fā)出來之前，常規(guī)攪拌浸出及堆浸一直是我國鈾礦開采的主要方法。然而，該工藝卻不可避免地產(chǎn)生了大量鈾尾礦。據(jù)估計，我國鈾尾礦堆存量已達到240億t[3]。因鈾尾礦中含有0.005%～0.03%的鈾，盡管鈾平均品位極低，但其含鈾總量卻不可忽視，長期堆存不僅會對周邊環(huán)境造成嚴重的放射性污染[4-5]，也會造成鈾資源的嚴重浪費[6]。

由于我國鈾原礦具有鈾品位低、伴生元素多、礦性復雜的特點，為了提高鈾礦的浸出率，盡管已經(jīng)開發(fā)出濃酸熟化高鐵淋濾堆浸技術(shù)、低滲透性礦石制粒堆浸技術(shù)、細粒級礦石堆浸技術(shù)、串聯(lián)堆浸技術(shù)等一系列的鈾礦強化浸出手段[7-9]，但由于鈾物相的存在形態(tài)、鈾在脈石礦物中的賦存狀態(tài)、浸出動力學等各種因素的影響，導致鈾原礦的浸出尾砂中常殘存有一定含量的鈾。由于這部分鈾已經(jīng)是在強化浸出后殘留下來的，從而導致這部分鈾采用常規(guī)的浸出方法難以進一步回收，但就目前我國的鈾資源儲量現(xiàn)狀而言，該尾礦可看作是一種極貧難冶鈾礦資源。

國內(nèi)外針對極貧難冶鈾礦資源中鈾的浸出開展了大量的研究，概括起來主要有兩種思路：其中最常用的方式是通過改變浸出劑的組成來實現(xiàn)鈾的高效浸出，如HCl浸出、HNO3浸出、碳酸鹽浸出等[10-11]，或者添加各種氧化劑如O2、Na2O2、Fe3+等將難溶的四價鈾轉(zhuǎn)化為易溶的U6+[12-14]。其次是采用外場強化手段提高鈾的浸出率，LEI等[15]研究了氯化鈣焙燒-硝酸浸出兩段工藝從粉煤灰中回收鈾，LADOLA等[16]探討了超聲波輔助對鈾浸出的影響，楊雨山等[17]采用微波加熱預處理堆浸鈾礦石來改善鈾的浸出條件。 然而，由于極貧鈾礦石主要成分為硅酸鹽脈石，其中鈾含量極低，且以微細粒的形式分散于脈石礦物中。因此，如何破壞脈石結(jié)構(gòu)而實現(xiàn)鈾的解離可能是提高鈾浸出率的另一種新思路。

本文作者以低品位鈾尾礦為研究對象，擬通過常規(guī)酸浸及氧化浸出的對比研究，探討脈石-溶浸劑之間的微反應對鈾浸出率的影響，考察了H2O2、MnO2和Fe3+作為氧化劑時鈾尾礦中的脈石在浸出過程中的微觀結(jié)構(gòu)的變化。

1 實驗

1.1 實驗原料

本研究中所用鈾尾礦來自于湖南某鈾尾礦庫，該鈾尾礦主要產(chǎn)生于傳統(tǒng)的鈾礦堆浸工藝，樣品取回后首先經(jīng)四分法充分混勻，然后在105 ℃的烘箱中保持24 h，待自然冷卻后，取少量原尾礦用于粒徑分級及形貌分析，其余尾礦采用振動磨樣機磨細至一定粒度，待進行粒徑分級后保存于干燥器皿中，以備后續(xù)實驗使用。

1.2 主要實驗設(shè)備

振動磨樣機(ZM-200B型)；拍擊式標準振篩機(XSBP-A型)；微控數(shù)顯電熱板(EH45B型)；恒溫水浴搖床(SWB-2000型)；電子天平(BSA224S型)；電熱鼓風干燥箱(HG101-4A型)；X射線衍射儀(Rigaku Ultima-IV型)；掃描電鏡(Hitach S4800型)；電感耦合等離子體原子發(fā)射光譜儀(PS-6真空型)。

1.3 實驗原理

一般鈾尾礦中主要存在U4+與U6+兩種價態(tài)，而將難溶的四價鈾轉(zhuǎn)化為易溶的U6+是提高鈾浸出率的前提。常規(guī)酸浸過程中未添加任何氧化劑時，則主要利用空氣中的氧作為氧化劑，若浸出過程中添加氧化劑，則能加速鈾的氧化，浸出過程中可能發(fā)生的化學反應如下所示：

1.4 實驗方法

1) 粒徑分級方法

準確稱取100 g烘干后的鈾尾礦樣品，放入已按照篩網(wǎng)孔徑從小到大的順序排列的直徑200 mm的標準篩中(篩網(wǎng)孔徑425、250、150、74和55 μm)，將標準篩置于拍擊式標準振篩機上篩分30 min，分別稱取每個目數(shù)下鈾尾礦的質(zhì)量，并同時分析該目數(shù)下鈾尾礦中鈾的品位。根據(jù)實驗結(jié)果，確定最佳的粒徑后，采用振動磨樣機將鈾尾礦進行磨細，待全部顆粒通過該粒徑的標準篩后，將磨細的樣品充分混勻后用于后續(xù)浸出實驗研究。

2) 浸出方法

準確稱取一定量的鈾尾礦樣品，置于250 mL的緊口錐形瓶中，按照一定的液固比添加預設(shè)濃度的浸出液及氧化劑，輕輕搖晃后在錐形瓶口蓋上透氣橡膠塞防止浸出過程中液體蒸發(fā)，將錐形瓶置于恒溫水浴搖床中，采用回旋震蕩方式浸出，回旋速度保持為200 r/min，浸出結(jié)束后采用快速定性濾紙對浸出液進行過濾，取過濾液進行鈾含量分析，并計算鈾的浸出率，浸出渣直接烘干后保留，用于XRD、SEM等分析。

3) 分析方法

鈾尾礦的化學成分采用電感耦合等離子體原子發(fā)射光譜儀分析；鈾尾礦的物相組成采用X射線衍射儀進行分析；形貌特征采用掃描電鏡進行分析；鈾尾礦及浸出液中鈾的含量采用釩酸銨滴定法進行分析。鈾尾礦中鈾的浸出率采用式(8)計算：

式中：Y為鈾尾礦中鈾的浸出率，%；V為浸出液體積，L；ρ為浸出液中鈾的濃度，g/L；m為浸出前鈾尾礦的質(zhì)量，g；β為浸出前鈾尾礦中鈾的含量，%。

2 結(jié)果與討論

2.1 鈾尾礦性質(zhì)分析

采用ICP對鈾尾礦的的化學組成進行了分析，分析結(jié)果如表1所列。鈾尾礦中鈾含量很低，約為0.008%(質(zhì)量分數(shù))，屬于低品位鈾尾礦；鐵元素含量高，在浸出過程中可起到一定的催化氧化作用；鋁含量較多，而鈣、鎂含量相對較少，另外尾礦樣中含有一定的硫元素，在浸出過程中為了較少酸的消耗，宜選用硫酸作為浸出劑。

鈾尾礦粒徑的分布以及不同粒徑下鈾的含量是決定鈾尾礦中鈾浸出效果的主要因素之一，通過對原始鈾尾礦不同粒徑下鈾的含量分析，可以初步判斷原鈾礦在浸出過程中需要的較適宜的粒徑范圍，從而為尾礦強化浸出中粒徑的控制提供依據(jù)。因此，本實驗中采用篩分法分析了鈾尾礦的粒徑分布，通過標準篩將鈾尾礦分成大于425、425～250、250～150、150～74、74～55以及小于55 μm的6個不同粒徑的樣品，鈾尾礦的粒徑分布率及鈾含量分析結(jié)果如表2所列。

表1 鈾尾礦的 ICP分析結(jié)果Table 1 ICP results of uranium tailings

表2 鈾尾礦粒徑篩分實驗結(jié)果Table 2 Results on particle size distribution of uranium tailings

由表2可知，鈾尾礦的粒徑分布基本均勻，但總體顆粒粒徑偏大，其中粒徑大于150 μm的顆粒占總量的75%以上，這主要是由原礦堆浸過程中顆粒尺寸所決定的。從各粒徑范圍內(nèi)鈾含量的分析結(jié)果可知，鈾含量在不同粒徑下的分布差別較大，其中55 μm以下的小粒徑中鈾含量最高，達到0.014%，已超過鈾尾礦的平均鈾含量0.008%，隨著顆粒粒徑的增大，鈾含量也逐漸降低，但粒徑超過74 μm以上，鈾含量又開始顯著增加。造成鈾在不同粒徑下的含量差異主要與原鈾礦的堆浸工藝有關(guān)[18]。堆浸過程中若顆粒較小，不僅阻滯浸出液的滲流，導致浸出液無法與顆粒中的鈾物相接觸，從而直接降低了細顆粒中鈾的浸出效果[19]；除此之外，粒徑較小的顆粒在浸出過程中容易產(chǎn)生泥化現(xiàn)象，從而對浸出液中的鈾產(chǎn)生逆吸附作用，在一定程度上也降低了鈾的浸出效果，最終表現(xiàn)為細粒徑級別的鈾尾礦中鈾含量偏高；若堆浸過程中鈾礦粒徑較大，由于鈾礦中鈾的品位一般較低，堆浸過程中會影響鈾在浸出液中的暴露率，導致浸出尾礦中大粒徑級別的顆粒中鈾含量顯著增加。綜合以上分析可知，為了獲得較高的鈾浸出率，必須將鈾尾礦的粒徑控制在74 μm左右的范圍內(nèi)。

鈾尾礦的XRD譜如圖1所示。鈾尾礦的主要物相有SiO2、鐵硅酸鹽(Fe3FeSiO4(OH)5)和鋁硅酸鹽(BaAl2Si2O8)，但鈾的含量極低，因而未檢測到鈾的物相。由于鈾尾礦的主要成分為脈石礦物，為了盡可能提高鈾的浸出率，必須破壞脈石結(jié)構(gòu)，將鈾物相從脈石礦物中解離出來[20]。一般而言，由于SiO2性質(zhì)穩(wěn)定，在酸性條件下難以直接破壞，因此，本研究中擬通過添加氧化劑來破壞鐵硅酸鹽及鋁硅酸鹽等脈石結(jié)構(gòu)，在一定程度上將鈾解離出來，從而提高鈾的浸出率。

圖1 鈾尾礦的XRD譜Fig. 1 XRD pattern of uranium tailings

鈾尾礦的形貌及能譜分析結(jié)果見圖2所示。鈾尾礦的顆粒粒徑分布在10～400 μm左右，呈不規(guī)則的形狀，在浸出前可考慮采用磨礦法減小顆粒粒徑。其能譜分析結(jié)果表明，鈾尾礦的主要元素為Si、Al、Fe，與XRD分析結(jié)果基本一致。

圖2 鈾尾礦的SEM像及EDS分析結(jié)果Fig. 2 SEM image(a) and EDS results(b) of uranium tailings

2.2 鈾尾礦常規(guī)酸浸實驗結(jié)果

1) 粒徑對鈾浸出的影響

圖3 粒徑對鈾浸出率的影響Fig. 3 Effects of particle size on uranium extraction ratio

在浸出溫度為30 ℃、轉(zhuǎn)速200 r/m、液固比為20:1，硫酸濃度為1 mol/L、浸出時間為6 h的條件下，考察粒度對鈾浸出率的影響，實驗結(jié)果如圖3所示。從圖3可以看出，隨著粒徑的增大，鈾的浸出率逐漸減小。當浸出粒徑小于55 μm時，鈾浸出率為80%，當粒徑在55～74 μm范圍內(nèi)時，浸出率降低至73%，進一步增大粒徑，鈾浸出率將顯著降低。盡管粒徑在55 μm以下時可獲得較高的浸出率，但尾礦從74 μm磨細至55 μm其磨礦時間及能耗將顯著增加，同時也考慮到浸出后的過濾堵塞問題。因此，本研究中后續(xù)浸出實驗均將尾礦磨細至小于74 μm。

2) 硫酸濃度對鈾浸出的影響

在浸出溫度為30 ℃、轉(zhuǎn)速為200 r/m、液固比為20:1、浸出時間為6 h的條件下，考察硫酸濃度對鈾浸出的影響。

圖4 硫酸濃度對鈾浸出率的影響Fig. 4 Effects of H2SO4concentration on uranium extraction ratio

由圖4可知，硫酸濃度低于0.5 mol/L時，鈾的浸出率隨硫酸濃度的增大而顯著增加，當硫酸濃度超過0.5 mol/L后，硫酸濃度的增加對鈾浸出率的影響逐漸降低。這是由于在硫酸濃度較低的情況下，當液固比一定時，礦樣表面發(fā)生化學反應時硫酸量處于短缺的狀態(tài)，因此增加硫酸的濃度有利于鈾的浸出；而當硫酸濃度達到一定程度時，硫酸處于過量狀態(tài)，但由于硫酸無法破壞尾礦中的脈石結(jié)構(gòu)，導致部分鈾無法解離，因此繼續(xù)增加硫酸濃度對鈾浸出率的影響不大。

3) 液固比對鈾浸出的影響

在浸出溫度為30 ℃、轉(zhuǎn)速為200 r/m、硫酸濃度為1 mol/L、浸出時間為6 h的條件下，考察液固比對鈾浸出率的影響，實驗結(jié)果如圖5所示。由圖5可知，液固比對鈾的浸出率有顯著影響，隨著液固比的逐漸增大，鈾的浸出率顯著提高。但液固比超過20以后，鈾的浸出率僅從78%增加至82%，因此，后續(xù)實驗的液固比均固定在20。

圖5 液固比對鈾浸出率的影響Fig. 5 Effects of liquid to solid ratio on uranium extraction ratio

4) 浸出時間對鈾浸出的影響

在浸出溫度為30 ℃、轉(zhuǎn)速為200 r/m、硫酸濃度為1 mol/L、液固比為20的條件下，考察浸出時間對鈾浸出率的影響，實驗結(jié)果如圖6所示。從圖6可以看出，在浸出時間為1 h內(nèi)，鈾的浸出率僅45%左右，該階段可能主要為硫酸緩慢侵蝕脈石的過程；隨著反應時間的延長，較易解離的部分鈾逐漸從脈石礦物中剝離，因而鈾的浸出率逐漸提高；當時間超過4 h后，鈾的浸出率變化不明顯，但最高鈾浸出率也僅78%左右，說明了鈾的浸出受到了阻礙。

圖6 浸出時間對鈾浸出率的影響Fig. 6 Effects of reaction time on uranium extraction ratio

在常規(guī)酸浸工藝中即使浸出時間長達6 h，鈾的浸出率僅78%左右，為了提高鈾的浸出率及縮短浸出時間，本實驗中在常規(guī)酸浸的基礎(chǔ)上，擬通過強化氧化浸出的方式改善鈾的浸出效果，分別選取了3種具有代表性的氧化劑(H2O2，MnO2以及Fe2(SO)3)，在浸出溫度為30 ℃、轉(zhuǎn)速為200 r/m、H2SO4濃度為1 mol/L和液固比為20:1的條件下，分別考察氧化劑的添加量及浸出時間對鈾浸出率的影響，實驗結(jié)果如圖7所示。

圖7 氧化劑添加量對鈾浸出率的影響Fig. 7 Effects of oxidant concentration on uranium extraction ratio: (a) 0.1 mol/L; (b) 0.2 mol/L; (c) 0.5 mol/L

與常規(guī)酸浸工藝相比，氧化劑對增強鈾的浸出率具有顯著的效果，在1.5 h內(nèi)，鈾的浸出率即可達到峰值，且最大鈾浸出率可提高至95%。但氧化劑的添加量對鈾的浸出具有較大的影響。在氧化劑添加量較低時，MnO2的強化效果最佳，但隨著MnO2添加量的增加，其強化效果明顯下降，這主要是因為二氧化錳本身是鈾的良好吸附劑[21-22]，少量添加有助于其對脈石結(jié)構(gòu)的破壞，過量添加將導致已浸出的鈾再次吸附到二氧化錳表面，造成鈾總體浸出率的降低。對于H2O2而言，隨著其添加量的增加，鈾的浸出率顯著增加，說明其對促進鈾的解離具有積極效果，這與LASHEEN等的實驗結(jié)果一致[23]。Fe3+對鈾的浸出無明顯影響。

浸出時間對鈾的浸出率也有較大的影響，當氧化劑為H2O2和MnO2時，在反應開始的1.5 h內(nèi)，鈾的浸出率快速提高，當反應時間在1.5～3 h之間時，鈾的浸出率均有非常明顯的下降趨勢，這可能是因為H2O2和MnO2在反應初始階段主要以破壞硅酸鹽脈石結(jié)構(gòu)為主，促進了鈾的解離，但同時脈石結(jié)構(gòu)的破壞，必然導致鈾尾礦比表面積及孔隙率的增加，從而加強了脈石礦物對鈾的吸附作用，另外，氧化劑的添加可能會促使新的硅酸鹽礦物的產(chǎn)生，而硅酸鹽礦物也是鈾的良好吸附劑[24]。因此，在該階段鈾的浸出率呈現(xiàn)下降趨勢。當浸出時間繼續(xù)延長時，鈾的浸出率呈現(xiàn)緩慢上升或趨于平衡。而Fe3+的強化作用規(guī)律與H2O2和MnO2有明顯差異。當Fe3+添加量較低時，浸出過程中沒有出現(xiàn)浸出率下降的趨勢，這也說明Fe3+的氧化作用機理并非直接破壞硅酸鹽脈石結(jié)構(gòu)，而是將鈾尾礦中難溶的低價鈾氧化為高價鈾，才會導致Fe3+的氧化效果顯著低于H2O2和MnO2。但Fe3+添加量達到0.5 mol/L時，反應2 h后鈾的浸出率呈現(xiàn)快速下降趨勢，這可能是因為高濃度的Fe3+在長時間反應后極易生成具有高效絮凝作用的聚合硫酸鐵或氫氧化鐵膠體[25]，致使浸出液中的鈾被吸附到尾礦顆粒表面。

2.4 氧化劑對鈾尾礦強化浸出的作用機理分析

為了進一步查明氧化劑在鈾尾礦浸出過程中的作用機理，采用XRD及SEM-EDS分別分析了相同浸出條件下(浸出溫度30 ℃、轉(zhuǎn)速200 r/m、H2SO4濃度1 mol/L、液固比20:1，氧化劑添加量0.5 mol/L，浸出時間6 h)不同氧化劑種類強化浸出鈾尾礦后的尾渣，分析結(jié)果分別見圖8、圖9和圖10所示。

圖8所示為浸出尾渣的XRD譜。由圖8可知，當浸出過程中未添加氧化劑時，浸出渣的XRD譜與原鈾尾礦的XRD譜基本相同。以MnO2作為氧化劑時，硅酸鐵鹽(Fe3FeSiO4(OH)5)的特征峰明顯降低，說明MnO2具有破壞硅酸鐵鹽的作用，同時生成了新的硅酸錳鹽(Mn8Si6O15(OH)10)，這是導致浸出1.5 h后鈾浸出率顯著下降的主要原因。除此之外，尾渣中還發(fā)現(xiàn)了MnO2的特征峰，而MnO2是鈾的高效吸附劑，這也進一步證實了MnO2添加過多容易導致鈾浸出率顯著降低的現(xiàn)象。添加Fe3+鹽后的XRD譜與未添加氧化劑的XRD譜無明顯變化，從而證實了Fe3+對硅酸鹽無破壞作用，這與浸出實驗中Fe3+的強化效果明顯低于MnO2相一致。添加H2O2的尾渣XRD譜中硅酸鐵鹽(Fe3FeSiO4(OH)5)的特征峰有一定的降低，盡管其破壞硅酸鹽的能力略差于MnO2，但反應后不會生成新的硅酸鹽礦物，從而降低了浸出液中鈾再次被吸附的概率，因此，最終鈾的浸出率與H2O2的添加量成正比，這與圖7中的實驗結(jié)果一致。

圖8 浸出渣的XRD譜Fig. 8 XRD patterns of uranium leaching residue

添加不同氧化劑后浸出尾渣的SEM像如圖9所示。由圖9可知，添加不同氧化劑后的浸出尾渣形貌具有較大的差異。沒有添加任何氧化劑的浸出尾渣以團聚的大顆粒形式存在，說明浸出過程中僅靠浸出液(硫酸)無法破壞其本身的脈石結(jié)構(gòu)，這是導致常規(guī)酸浸中浸出時間長、浸出效率低的主要原因。添加氧化劑MnO2和H2O2后，團聚的大顆粒明顯變成較小尺寸的顆粒，這也再次證明了MnO2和H2O2對脈石結(jié)構(gòu)的破壞作用，但二者之間又有一定的差別。添加MnO2的浸出尾渣顆粒尺寸明顯大于添加H2O2的浸出尾渣顆粒尺寸，這是因為再次形成硅酸錳鹽(Mn8Si6O15(OH)10)后晶體尺寸長大的原因，同時也發(fā)現(xiàn)了少量未完全反應的MnO2晶體。而添加H2O2后的尾渣中，除少量未完全被破壞的大顆粒外，由于反應過程中不會再生成其他的硅酸鹽晶體，導致顆粒的平均尺寸均較小，因此促進了鈾的解離，這也是當H2O2添加量足夠時，其強化效果優(yōu)于MnO2的主要原因。添加Fe3+作為氧化劑時，尾渣的顆粒尺寸依舊較大，這也再次說明了Fe3+對脈石結(jié)構(gòu)無明顯的破壞作用。除此之外，與未添加氧化劑的尾渣相比，顆粒表面還出現(xiàn)了條狀的晶體覆蓋在顆粒表面，會對鈾會產(chǎn)生吸附作用(見圖10 EDS分析結(jié)果)，這是圖7(c)中反應后期鈾浸出率顯著降低的主要原因。

圖9 浸出尾渣的SEM像Fig. 9 SEM images of uranium leaching residue: (a) No oxidant; (b) MnO2; (c) Fe3+; (d) H2O2

圖10 添加不同氧化劑后浸出后尾渣的EDS分析結(jié)果Fig. 10 EDS results of uranium leaching residue: (a) No oxidant; (b) MnO2; (c) Fe3+; (d) H2O2

浸出尾渣的EDS分析結(jié)果如圖10所示。浸出尾渣表面的能譜元素組成基本一致，但添加Fe3+作為氧化劑的尾渣中鈾含量明顯較其他尾渣偏高，這也證明了Fe3+作為氧化劑添加量如果過多，將會在后期對浸出液中的鈾進行吸附。綜上分析可知，對于3種氧化劑而言，強化浸出效果最好的為H2O2，其次為MnO2，最后為Fe3+。然而，H2O2及MnO2破壞脈石結(jié)構(gòu)的微觀機理還有待于深入研究。

2)數(shù)據(jù)預處理。將1∶250 000 DLG數(shù)據(jù)庫導入到局域網(wǎng)服務(wù)器上建立的ArcSDE + Oracle數(shù)據(jù)庫中，作為后期數(shù)據(jù)更新的基礎(chǔ)數(shù)據(jù)庫。

3 結(jié)論

1) 鈾尾礦的主要成分為各類硅酸鹽，鈾含量僅為0.008%左右，必須破壞硅酸鹽結(jié)構(gòu)才能實現(xiàn)鈾的解離。

2) 采用常規(guī)硫酸浸出工藝鈾的浸出率較低，而且浸出時間長達6h后，鈾的浸出率僅為78%左右。

3) 通過添加氧化劑后，鈾的浸出率及浸出速度顯著提高，在1.5h內(nèi)鈾的浸出率可達95%，氧化劑的強化效果優(yōu)先順序依次為H2O2、MnO2和Fe3+。

4) H2O2和MnO2在浸出過程中的強化作用主要是靠破壞硅酸鹽結(jié)構(gòu)或生成新的硅酸鹽晶體而實現(xiàn)的，F(xiàn)e3+對硅酸鹽沒有明顯的破壞作用，僅能通過氧化低價鈾至高價鈾來提高鈾的浸出率。

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Oxidizing leaching of uranium from low-grade uranium tailings

LI Mi1,2, ZHANG Biao1, ZHANG Xiao-wen1,2, HUANG Jing1, DING De-xin3, YE Yong-jun3
(1. School of Environment Protection and Safety Engineering, University of South China, Hengyang 421001, China; 2. Key Laboratory of Radioactive Waste Treatment and Disposal, University of South China, Hengyang 421001, China; 3. Key Discipline Laboratory for National Defense for Biotechnology in Uranium Mining and Hydrometallurgy, University of South China, Hengyang 421001, China)

In view of low extraction rate of uranium caused by high gangue content and complex occurrence state of phases existing in low-grade uranium tailings, adding suitable oxidants in leaching process to destroy the gangue crystal structure were proposed to enhance the uranium extraction. The effects of traditional acid leaching and intensified leaching with three oxidants (H2O2, MnO2and Fe3+) on uranium extraction were investigated using single-factor experiments. The results show that uranium extraction ratio is only 78% after 6 h in traditional leaching at temperature, sulfuric acid concentration and liquid-solid ratio of 30 ℃, 1 mol/L and 20:1, respectively, while the extraction ratio reaches 95% after 1.5 h in intensified leaching under the same leaching conditions. H2O2and MnO2can decompose the gangue crystal structure and reduce the particle agglomeration. However, manganous silicate forms when MnO2is used as oxidants. The ferric iron has no effect on destroying the gangue crystal structure, but it can improve the uranium extraction ratio depending on its oxidation influence.

uranium tailing; leaching; oxidization; gangue

DING De-xin; Tel: +86-734-8282562; E-mail: dingdxzzz@163.com

TD983

A

1004-0609(2017)-01-0145-10

Foundation item： Project(51404141) supported by the National Natural Science Foundation of China; Project (2015RS4039) supported by the Science and Technology Project of Hunan Province, China; Project (2015M572255) supported by China Postdoctoral Science Foundation; Project(2014KS32) supported by the Science and Technology Project of Hengyang, China

(編輯 龍懷中)

國家自然科學基金資助項目(51404141)；湖南省創(chuàng)新人才計劃資助項目(2015RS4039)；中國博士后科學基金資助項目(2015M572255)；衡陽市科學技術(shù)發(fā)展計劃項目(2014KS32)

2015-09-09；

2016-03-15

丁德馨，教授，博士；電話：0734-8282562；E-mail: dingdxzzz@163.com

Received date： 2015-09-09; Accepted date： 2016-03-15