J. E. N. 276Sp ISSN 0081 - 3397

Lixiviación estática, encontracorriente,

porG. CorderoM. VillarrubiaJ. Hernández

JUNTA DE ENERGÍA NUCLEAR

MADRID, 1 9 7 3

Toda correspondencia en relación con este trabajo debe dirigirse al Servicio de Documentación Bibliote-ca y Publicaciones, Junta de Energía Nuclear, CiudadUniversitaria, Madrid-3, ESPAÑA.

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Se autoriza la reproducción de los resúmenes analiticos que aparecen en esta publicación.

Este trabajo se ha recibido para su impresión enSeptiembre de 1973

Depósito legal n° M-28748-1973 I.S.B.N. 84-500-6012-5

H1.I C_E Pág*

1 . IMT3O3XJCCION, 1

2 , RESUMEN, 1

3« COKCLUSIOMESo 3

4o EXPERIENCIAS REALIZADAS. 4

4*1 « Lixiviación estática 4

4«1«1» Mineral de partida 44»1o2o Sistema de ataque empleado 44e1o3<» Condiciones de trabajo 44«1«4» Variables ensayadas 7491*5° Resultados 7

4s1a5o1o Dosis de ácido 74o1o5o2o Esquema de distribución de ácido para

tratamiento de mineral ricoo 74o1<>5 93° Forma de riego 84«1e594a Granulometría del mineral 84a1«5<»5° Temperatura 104o1o5o68 Características de las soluciones fér t i les 104a1«5°7° Recuperaciones obtenidas en la etapa de

lixiviación* 15

4«2« Recuperación por SX (extracción con disolventes) 15

4»2o19 Diagrama de flujo 154°2o2» Condiciones de trabajo normales 15492»3» Resultados 154o2o4» Ensayos de laboratorio 17

4»2»4»1« Efecto del lavado de orgánica 17492»4»2O Efecto de acidez en la solución acuosa 184«2«4»3« Efecto de la concentración de amina 184e2a4»4<> Efecto concentración de alcohol 184«2«4»5« Resultados 194o2»4»ó« Respuesta en la marcha de la instalación 19

4«2a5« Pérdidas de fase orgánica 21

4<>3° Precipitación del extracto acuoso 21

4o3«1° Técnica operatoria 214«3°2<» Resultados 21

4«4® Neutralización del es tér i l líquido 21

4»4«1« Técnica operatoria 214=4«2» Resultados

9 O o / 9 o

Pág,

5 . BALA1TCE ACUMULATIVO AL FINAL DEL TRATAMIENTO, 26

5«>1a Balance metalúrgico 265»2s Consumo y cos te de r eac t i vos 26

6e GASTOS Y PUKCIOlTAIÍIEtlTO. (Como i n s t a l a c i ó n expeidmental) . 28

1. INTRODUCCIÓN.

En la instalación experimental de lixiviación estática de CiudadHodrigo se habían llevado a cabo anteraormente una serie de experieixáascon mineral pobre («¿300 g U / )

A la vista de los resultados obtenidos tanto técnicos como económicos, se consideró interesante real izar otras experiencias con mineralde ley más al ta («* 1.000 g U^Cb/t) para obtener tina serie de datos encuanto a dosis de ácido, esquemas de riego, tamaño de grano, etc, másindicados, en orden a conseguir un notable aumento en el porcentaje desolubiliaación y un abaratamiento sustancial en el concentrado obtenidocon miras a una posible explotación a mayor escala»

2. RESUMEN.

En este informe se exponen los resultados obtenidos en la Insta-lación Experimental de Lixiviación Estátioa de Ciudad Rodrigo, en e l t ratamiento en cubículos de un lote de mineral t i tulado "rico11 en el periodo comprendido de ju l io de 1.971 a junio de 1 *972o "~

Se trataron 9s2OQ t de mineral (ley media 977 g U^Og/t) en las diferentes condiciones de l ixiviación que se reflejan en los correspondieites apartadosa

Se hicieron notar los siguientes efectos s

— Dosis de ácidoo

Entre 25 -y 32 Kg/t se apreció una diferencia de 12 puntos en elporcentage de solubilizacióna Sobrepasar la dosis de 32 Kg/t, no aumenta r ía prácticamente el rendimiento y resul tar ía antieconómicoo

— Esquema de riogoo

Resultó el más apropiado el esquema I I I de 40 días, tiempo de residencia t o t a l , con la distribución de ácido que en él se indica*

— Granulometría.

Solamente se ensayó el tamaño —50 mía. Reducir a un tamaño supe-rior elevaría bastante el costo de trituración, sin aumentar apenas elporcentaje de solubilizaeión»

— Temperaturaa

La temperatura de trabajo (ambiente), tiene en aquella sona uisavariación muy amplia (de * 30 ®C a — 8 °C)9 La época dura del invierno,en régimen de explotación, sería indicado reservarla para reparaciones yvacaciones del personal ya que las operaciones se ven muy perturbadas y3e tiene un peor aprovechamiento del ácido»

En el tratamiento de los líquidos se empleó exclusivamente la extracción con disolventes (SX).

La recuperación media alcanzada fue del 97 >¿ no sobrepasándose acausa de la deficiente separación de fases en algunos periodos*

Los extractos acuosos tuvieron una concentración media de 28,1 gU3O3/I y calidad buena que proporcionó concentrado cumpliendo especificaciones "~

La amina Adogen 364 tuvo un comportamiento menos bueno que la ¿3amine 336, empleada en experiencias anteriores, la separación de fasestuvo dificultades, por lo que las pérdidas de fase orgánica fueron sup eriores, del orden de 0,5 - 0,6 l/npo ~"

Para corregirlo, en lo posible,tras unos ensayos de laboratoriose bajó la concentración de amina y se modificaron, en lo factible, lascondiciones de agitación»

En precipitación se siguió la técnica de marcha discontinua, condiagrama apropiado para hacer el lavado del concen.rado en la propia

El consumo medio de reactivo fue de 8,6 Kg de sosa/m- de extrac-to o de 0,32 Kg/Kg

La neutralización de los estériles líquidos se realizó en marchacontinua empleando como reactivo hidróxido cálcicoo Su consumo varióentre 15-25 Kg/m3 de líquido estérilo

Be acuerdo con los gastos de funcionamiento el costo del concen-trado obtenido resultó ser de 786,48 pts/Kg U,Oge En dicho costo el capítulo principal corresponde a mano de obra (oO $) seguido del de reao»tivo (17 £) •

Con este mineral de ley 1o000 g U^Oo/t^ triturado a 50 roa fuefactible alcanzar una solubilización del Í$ $ del uranio con consumo deácido de 32 Kg/t y 40 días de retención án el ataque»

En una explotación industrial varias partidas de los gastos defuncionamiento tendría un factor de extrapolación superior al de producción por lo qae el costo del concentrado sería, lógicamente más bajo.

Cotejados estos resultados con los obtenidos en el ensayo lleva-do a cabo en el tratamiento de un lote de mineral rico (1 «400 g UiCg/t)jgn, era abierta con otra técnica de riego (informe R«2«7Í) parece índicado aplicar este sistema de tratamiento a escala industrial por ouanto :

a) La preparación de eras abiertas supone menor costo de constiucción que I03 cubículos»

b) Instalación de riego menos compleja.

c) Posibilidad de mantener, en una serie de pilas en espera detratamientoj un mayor tiempo de maduración provocada por el riego conrefinado procedente de extraocióna De esta forma a la par que el uraniova pasando a un estado más lábil se tiene una mayor economía de ácido yde la cal que hubiera sido necesaria para la neutralización de dichosrefinadosa

d) Como consecuencia de los apartados anteriores un menor costodel conoentradoo

Presenta los inconvenientes de que los taludes en las eras abiertasj tienen más dificultad para el riego y de que existe posibilidad, "~más o menos remota, de alguna fuga de líquido si existe algún fallo enla lámina que impermeabilizaba látese, pero una buena construcción elimi-na prácticamente este riesgOo

Por otra parte si bien es verdad que unos mismos cubículos sirvenpara sucesivos tratamientos, lo que no ocurre con las eras abiertas, elbajo costo de éstas permite dejar el mineral tratado sobre ellos con la economía que supone no tener que retirar los residuos»

4« EXPERIENCIAS REALIZADAS.

4• 1 • Lixiviaojón estática»

4o1»1o Mineral de partidas

Procedía de la mina Fe y había sido arrancado recientemente» Suscaracterísticas eran las comunes a todas las pizarras de la zona con cojatenido relativamente alto en hierro»

Se le tituló "mineral rico" en comparación con los lotes trata-dos anteriormente ya que ful seleccionado para que su ley fuese del or-den de 1 «000 ppm»

En la tabla 1 se relacionan los cubículos (eras) tratados y lasleyes del mineral de cargao

El entorno oscila desde 615 a 1 «18O g U^Cu/t siendo su ley mediaponderal de 977 g t^Gg/t

4«1«2a Sistema de ataque empleados

El diagrama de lixiviación, como en experiencias anterioresj comprendió fundamentalmente cuatro cubículos sn tratamiento simultaneo, tresde ellos en fase de ataque y uno en la de lavados De los otros dos cutaculos, del total de 6 que se dispone, uno estaba en fase de descarga yotro en la de cargao

Se continuS'con el sistema en contracorriente de sólidos y líqui-do, pasando éstos de una a otra eras La distribución de las solucionesacidas se realizó también por rociado mediante aspersores colooados so-bre el mineralo

Cuando comenzó el tratamiento de este mineral "rico" se ensayóla nueva modalidad de tener ginco cubículos en tratamiento simultaneo,lo que forzaba a realizar la descarga y carga del 69 en el periodo detiempo previsto, 7 áías, a fin de mantener la periodicidad en los ci-clos*

Por las razonas que se exponen más adelante hubo que descartar este sistema. ™"

4«1«3» Condiciones de trabajo»

Las condiciones teóricas de tratamiento establecidas iniciaLnentefueron s

Mineral a tratarRelación líquido/sólidoVolumen de riegoTiempo de riegoTiempo de maduraciónNúmeros de riego ácidos por eraHúmero de riegos de lavado por eraAltura de lecho de mineralDosis de ácido sulfúrico Kg/t

t/dm3/tm3/dh /dh /d

700,71501212217

3,2-3,525

FRACCIÓN A NEUTRALIZACIÓN

2UJ

S<tzooQ

o

3

AGUA

ACIDO SULFÚRICO

ERA A

1 ETAPA

10 RIEGOS

SOLUCIÓN FÉRTIL(A SX o IX)

ERA B

2 ETAPA

10 RIEGOS

ERA C

3 ETAPA

10 RIEGOS

ERA D

4 ETAPA(LAVADO)

10 RIEGOS

: J(Jl

DESCARGA DE

RESIDUOS

Tabla 1» Resultados de lixiviación*

Carga nQ Leyes, g

Alimentación residuoPérdida de uranio

en residuog U3O8/t (s)

Solubilizaoión, foBase residuo Base líquidos

CONDICIONES I de tratamiento

123456

615- 095.000893750975

CONDICIONES I I Y I I I de tratamiento

789

1011121314

850980940

.150»18O,047946639

CONDICIONES IV de tratamiento

151617

1.0651.3501.128

235385325250245285

200200225225250190200185

265280230

229376317244239278

195195219219244185195180

258273224

62,865,668,172,168,271,4

78,6

66S769,872S972,770,674,5

68,0

77,480,276,780,879,382,379,471,8

78,5

75,879,980,1

71,2

83,385,082,385,384,782,584,482?5

83,7

81,882,482S4

82,2Media 976,6 74,8 79,0

as) Calculada con una pérdida de peso de 2,5

4a1«4e Variables ensayadas©

Dosis de ácidOj Kg/t 25 y 32Esquema de distribución Variosn2 de riegos ácidos por era 21 s 30? 42n9 de riegos de lavado por era 7» 10» 14Granulometría 50 mmTemperatura ambiente

4o1o5» Resultadoso

4si85»1<» Dosis de ácidoo

El primer nivel de 25 Kg/1> suponía mantener la última dosis quese había empleado con mineral "pobre" si bien se había aumentado el n2

de cubículos en ciclo pasando a ser de cinco las etapas-con 7 ¿Lías poretapa— al objeto de prolongar el tiempo de ataques

Dado que por una parte se consideró podía superarse el porcentaje de solubi l i zaci ón alcanzado 71 Í° y qus además cada 7 días al tenercinco cubículos en ciclo había que proceder de una manera forzada a ladescarga y carga de un cubículo se creyó conveniente aumentar la dosisa 32 Kg/t (de acuerdo con unos ensayos de laboratorio) volviendo al cicío de 4 etapas pero con un tiempo de residencia de 10 días por etapao

Con este nivel de 32 Kg/t se ha alcanzado una solubiliaacion del83,7 $.

4o1s>5«2«> Esquema de distribución de ácido para tratamiento de mineralriooo

Para la dosis de 25 Kg/t se empleó el siguiente %

(I)

Día era 1 2 3 4 5 6 7

Aoido total (12500 Kg) 2300 2150 1750 1600 1450 1450 1850Kg/día

Distribución etapas II I

I I IIV

825750600125

675750600125

525600500125

375600500125

225600500125

225600500125

375750600125

Lavado

con

Día eraAcido(16000Kg/dsa

totalKg)

V R-#>agua

la dosis de

1 2

2225 2075

32 Kg/t

3

1725

B*agia

este

(II)4

1575

R-s-agua 1

o t ro s

5

1425

i#agua

6

1425

R#agua

7

1325

agua

8

1325

agua

9

1325

10

1575

Distribu- I 800 650ciSn 111300 1300tapas I I I 125 125Lavado IV E#agua

5001100

125E*a

3001100

125B* a

2001100

125Bs>a

2001100

125R*a

2001000

125Es-a

2001000

125Be>a

2001000

125agua

2501200

125agua

Vistos los resultados del riego en el 1 e r ciólo de 10 días (los2 primeros días salía una acidez libre muy baja (o¿1°-2 g) mientras queen los 4 últimos salió muy alta (10=12)» se consideró conveniente modificar la distribución sin variar el ácido total aumentando un poco ladosis los dos primeros días y disminuyéndola algo los cuatro últimosconforme al siguiente ouadro %

Días era

Kg/día

1

2500

2

2150

3

1725

(III)

4 5

1575 1425

6

1425 1

7

250

8

1250

9

1200

10

1500

En etapal 950 700 5G0 350 200 200 200 200 200 200111425 1325 1100 1100 1100 1100 925 925 875 1175

I I I 125 125 125 125 125 125 125 125 125 125na. R*a B-e-a R>s>a B-§-a E*a E*a

Durante los meses de enero9 febrero y marzo dada las bajas templeraturas que registra la zona durante dichos meses y la experiencia enel tratamiento anterior de mineral "pobre" se creyó conveniente aumentarel tiempo de residencia a 14 días por etapa con la siguiente distribu-ción de ácidOp sin modificar la dosis total

(IV)

Día 1 __2_ 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 14

1500 1400 1400 1100 1100 loco 1000 1000 900 900 900 1150

Disaeta»I 575 575 475 475 350 350 250 250 250 150II 850 850 850 850 675 675 675 675 675 675III 75 75 75 75 75 75 75 75 75 75IV R*a E-*a S#a R-s-a E#a R*a R*a B&a. R-»a Esa

15067575

Rae

15067575

agua

22585075

agop,

225850

75ggssa

Volm3 Eef21 21 17 17 14 14 17 17 21 21 17

Agua 14 14 18 18 21 21 18 18 14 14 18 35 35 35

Los resultados obtenidos con la aplicación de los citados esque=*mas se reflejan en la tabla 29

4e1e5<>3o Forma de riegOa

Es esquema suponía 12 h totales de riego y otras 12 h de madura-ción en los ciclos de 7 y 10 díase

En el ciclo de 14 días eran 9 b totales de riego y 15 h de escu-rrido o maduracióne la distribución de las horas de riego no era segujida, sino que se hacía en periodo alternados de 2 horas de riego y 1/2 hde escurridos Esto suponía que durante la noche se dejaba de regar 9 o"13 horas según el esquema aplicado#

49i»5»4e Granulometría del mineralo

Se ha ensayado un soxo nivel -=50

Tabla 2» Resultados obtenidos con los diferentes esquemas de riego»

c . Tiempo total de re Consumo real de áci Concentración media de (&) fo de solubilizasidencia, días do sulfúrico, kg/t los líquidos efluentes ción(jfc)

Esquema I 35 25,3 0,875 71 j2

Esquema I I y I I I 40 31S8 0,973 83,7

Esquema IY 56 32,0 O,8Q5 82,2

Media ponderada 0,880 79

10

Dada la naturaleza del mineral — pá.zarras— y sus características deexfoliación^? la distribución de tamaños es un tanto diferenciadas

La solubilización máxima alcanzada (>80 $) para el tamaño de 50 mmy 32 Kg ácido en lixivis,ción estática se considera excelente» Reducir aun tamaño inferior elevaría bastante el costo de trituración no compensa_ndo quizás el incremento en la solubilización*

Este supuesto se encuentra avalado por los ensayos de solubilizacicí;en laboratorio llevados a cabo con una muestra de mineral "rico"(977 gU^Og/t) en los que se ensayaron 4 niveles en la dosis de ácido (25» 35»45 y 55 kg/t mineral con agitación mecánica y tamaño de gramo de 48 mallaspara un tiempo de ataque de 12 h, relación l/s 1/1 y temperatura ambiente.

Se comprobó que existe un uranio resistente a la solubilizaciónpues para un producto molido a 48 mallas y con la dosis máxima de ácido(55 g/Kg mineral) no se consiguió sobrepasar el 85 $ de recuperación existiendo un comportamiento idéntico con las dosis de ácido 35? 45 y 55kg/t mineralo

4 • 1«5 «5• Temperatura o

Dadas las características de este tipo de instalación, las experiencias se llevan a cabo a temperatura ambiente» que en esta región tienefuertes contrastes (>30 °C en verano y 8 °C bajo cero en invierno)«

Temperaturas tan bajas dan lugar a un peor aprovechamiento delácido, aparte de que las operaciones de la instalación se ven muy perturbadasa En un régimen de explotación puede ser conveniente reservar la ***época más dura del invierno para dar las vacaciones del personal y parareparacioneso

4»1 95<»6s Características de las soluciones fértilese

En la tabla 3 se consigna la composición de las soluciones férti-les en U^Og SO,!13 y Fe-fco En U^Oo los valores oscilaron entre 0,422 y1?328 g/l.

En cuanto a impurezas, aparte de las señaladas en la tabla 3 ©nlos primeros periodos se determinaron ^Oc y SiG?, dando una concentra-ción media de 0,222 y 0,92 g/l respectivamente» Esta alta concentraciónen SÍO2 perturbaría en la recuperación de los líquidos por extracción condisolventes»

En cuanto a la acidez libre de las soluciones fértiles, en la Fig»2 se expresan los resultados obtenidosa Las menores fluctuaciones corresponden a etapas de diez días de riego quedando comprendidas, todas ellasen un entorno de 4 — 8 g HpSO /l»

Dicho entorno es el que se ha considerado adecuado para el trata-miento de los líquidos fértiles en extracción con disolventes.

Por lo que respecta a la variación en la concentración en U3O0 de"los líquidos en función del ns de riegos, en la Pig« 3 se refleja dichavariación para ciclos de 7 — 10 y 14 riegos por etapas.

(Teniendo en cuenta que solamente se destinan a la recuperación porSX los procedentes de la primera etapa, en la Fig« 4? se reflejan las

Tabla 3» Características de las soluciones fértiles.

Periodo

días/riego

Condiciones de trabajo

Ley mineralfi/t

MediaComposición líquidos g/l

Dosis ácidoKg/t

2525252525253232323232323232323232

U3G3

0,4220,657O99780,9180,9180,8020,9161,1420,8471,1091,0001,0421,3281,1300,9471,0130,681

so4=

28,3527,8038,8045,75539OO48,346,7950,1846,5639,3830,7835,9740,3443,3053,2051,7557,50

F e t

2,002,003,384,695*715*33ͻ6I

5,695,123,662*8839413,775,366,206,186,48

1277777

1010101014141410101010

61510951000893750975850980940

115010651350112811801047946639

Todo el mineral molido a -50 mra«

ETAPA DE 7 RIEGOS

ETAPA DE 10 RIEGOS

ETAPA DE 14 RIEGOS

_) 1 1 1 -

3 4

ERA A

H 1 H

6 7 1 2 3 4 3 6

ERA B

4 3 6 7

ERA A,

I I 1 1 (-

Z 5 4 3 6

ERA C1 \ H h 1 1 1

2 3 4 B 8 7

8 9 10 1 2 3 4 3 S 7 0 9

ERA B,

) 1 1 1 ) , 1 1 1 1 (_

2 3 4 3 6 7 8 » 10

ERA C,

-\ h- -i 1 1 1 1 1 1 H

1 2 3 4 3 8 7 8 9 10 II 12 13 14 I 2 3 4 3 0 7 8 9 10 II 12 13 14 I 2 3 4 3 6 7 8 B 10 II 12 IB 14

ERA A , ERA B, ERA Co

Cs)

FIG.2.-VALORES DE ACIDEZ LIBRE DE LOS LÍQUIDOS FÉRTILES QUE VAN A RECUPERACIÓN

POR EXTRACCIÓN CON DISOLVENTES (SX).

( T ) CON 28 RIEGOS

( Í ) CON 40 RIEGOS

T ) CON 56 RIEGOS

3 4

ETAPA

7IO14

8 9 10 II 12 13-

ETAPA 2

142028

15 16 17 18 19 20

ETAPA 3

213042

22 23 24

ETAPA

28

4n'DE

26

RIEGOS

27 284O66

FIG.3.-CONCENTRACIÓN EN URANIO DE LOS LÍQUIDOS FÉRTILES EN FUNCIÓN DE N° DE RIEGOS.

Zfi-

2P

1.6

1,2

<ETAPA DE 7 RIEGOS

ETAPA DE 10 RIEGOS

ETAPA DE 14 RIEGOS

\/N~

I 2 3 4 3 6 7 1

ERA A

1 1

3 4

ERA B

H 1 1 1 1-

8 7 I 2 3 4 S 8 7 I

ERA CE 3 4 3 6 7

ERA D .

_) 1_ _, , , 1_I 2 S 4 5 6 7

ERA A,9 10 I 23 4 3 6 7

ERA B,

1 h10 I 2 3 4 S 6

ERA C,

H 1 1 1 1 1 1 1 1 1 1 11 2 3 4 9 6 7 0 9

ERA Ag

-H 1 1 1 1 1 1 1 1 1 ( H10 II 12 13 14 I 2 3 4 5 6 7 8 9 10 II 12 13 14 I 2 3 . 4 9 6 7 8 9 10 II 12 13 14

ERA B2 ERA C 2

FIG.4-CONCENTRACIONES EN U,0Q DE LOS LÍQUIDOS FÉRTILES DESTINADOS A RECUPERACIÓN

POR EXTRACCIÓN. (SX).

15

concentraciones de dichos líquidos para etapas de 7-10 y 14 riegos poretapa, en tratamiento sucesivo de varias eras» Se advierte que se obtuvieron líquidos más concentrados con los esquemas de tratamiento correspondientes a etapas de 10 y 14 días con dosis de 32 kg ácido/t, que elentorno es amplio lo que aconseja hacer mezclas para tener unos líquidosde concentración más constante para ser pasados por la bateria de extrac-ción.

4ai95»7» Solubilización de uranio»

Las recuperaciones obtenidas en lixiviación se dan en las tablas1 y 2» Se han indicado los valores obtenidos sobre líquidos y la leyde la alimentación y los obtenidos sobre residuos y esa misma ley de alimentación. Los valores resultantes de los líquidos son más altos, 71»2foVs 68,0 $\ 83,7 Vs 78,5 i y 82,2 $£ Vs 78,6 #, que los deducidosa partir de los resíduoso

Teniendo en cuenta las condiciones de trabajo en la instalación,con posibilidad de contaminación de los residuos, parecen más fiableslos valores resultantes del balance de líquidos.

4»2» Beouperación porSX(extracción con disolventes).

4»2<>1« El diagrama de flujo para recuperación del uranio de los líqui-dos fértiles por extracción con disolventes se ha mantenido con 4 pisosen extracción y otros 4 pisos en reoxtraccióna

4<>2o2= Condiciones de trabajo normales»

En extracción se fijó la composición de la fase orgánica ("f v/v) s

Amina (Adogen 364), varió en 3»5—5 Í°Alcohol (3 £)Queroseno (92-93,5 $)

En reextracción se empleó cloruro sódico 1,2 M - 0,1 21 en H2SO4.

Con arreglo a la concentración en U3Q3 de la alimentación acuosaa la capacidad de carga de la fase orgánica y a la molaridad del agentede reextracción se calculan los diversos flujos.

4*2»3« Resultados.

En la tabla 4 se recogen los resultados.

Las recuperaciones obtenidas en extracción oscilaron entre 95 y99 $ (media 97 i)•

lío se alcanzó mayor porcentaje debido a la deficiente separaciónde fases que hubo en algunos períodos. Los extractos acuosos obtenidosdan una media de 28,1 g U-jOg/l y su calidad es buena, proporcionandounos concentrados que cumplen especificaciones»

Lo más significativo en la marcha de la instalación fueron lasdificultades que se presentaron por una deficiente separación de fases.Ello obligó a realizar un estudio, a escala de laboratorio, que por considerarlo interesante se resume a continuación.

Tabla 4» Condiciones de trabajo y resultados obtenidos»en SX (Valores medios)»

uoncepuo jul io

Condiciones de trabajoCaud« aliment.acumul.Conc. amina ^Cap. satur. g tLOg/lAgte reext. UqCÍ (M)Resultados extracción

22054 , 04,11,2

Alimentación acuosa g/lU^Cb

FetH*(g S04H2/l)

Refinado I Og g/lRecupo uranio %

0,60531,02,34,1

0,03095,0

agosto

23105,04,21,2

O.76O48,8

5,05,8

0,01099,0

sept.

18004,54,21,2

0,57048,35,35,9

0,02995,0

octubre

18123,43,71,2

0,65048,0

4,15,1

0,01298,5

P B

noviera»

20833,43,71,2

0,85049,75,56,2

0,00899,0

R I 0 D

diciemo

20003,43,51,2

0,62545,4

4,97,3

0,00998,5

0 S

enero

21073,42,51,2

0,72336,43,36,4

0,0129 8 , -

febr»

21063,42,51,2

0,70131,02,95,9

0,00899,-

marzo

20933,42,51,2

0,61036,33,46,9

0,0119 8 . -

abril

20983,42,51,2

0,60038,54,25,5

0,01697,5

mayo

16184 ,04 , 01,2

0,82952,1

6,06,9

0,01598,5

junio

13014 , 04 , 01,2

0,82654,8

6,íN4

0,02497,5

ReextracciónExtrac.org» U3O0 g/lCap. real de trabajoComposición extr. Ac

364®

4,1 4,6 4,0 3,4 3,0 3,2 3,1 2,7 4,3 2,7 3,0

g / l29,045,1

0,237

29,446,0

0,303

29,045,6

0,300

31,450,1

0,238

34,052,1

0,239

30,449,7

0,195

31,547,1

0,165

30,958,4

0,223

29,063,3

0,294

23,4 18,374,3 47,7

0,322 0,298

Orgánica reciciadag/i u3o8

3,4

21,356,9

0,547

0,354 0,429 0,327 0,174 0,239 0,197 0,233 0^504 0,650 OJ48 0,262 1,174

17

4«284» Ensayos de laboratorio»

Estudio de las posibles causas de la mala saparación de fases aque han dado lugar el tratamiento de líquidos "rico" recuperados con laamina Adogen 364»

Al presentarse el problema da una deficiente separación de fasesen los distintos pisos de la batería de extracción se pensó podía obedecer a una serie de causas, cuales son s

— Características de la nueva amina empleada Adogen 364» al noquedar existencia de la Alamine 336 que había sido la anteriormente utilizada»

— Características de los líquidos tratados procedentes de la li-xiviación del mineral "rico".

— Efecto de lavado de la fase orgánica.

— Sfecto de acidez de los líquidoso

— Efecto de la concentración de amina»

— Efecto de la concentración de alcohole

— Efecto del tipo de agitación»

Por lo que se refiere a las características de la nueva amina ejnpleada Adogen 364 ~de la que había existencias— según ensayos de laboratorio realizados anteriormente se sabía que iba algo peor para la extraeción que la Alamine 336»

En cuanto a las características de los líquidos procedentes de lalixiviación en cubículos de mineral "rico" se echaba de ver el serio in=conveniente de la presencia de SiOg en concentración mayor que la del uranao, ya que la silice constituye un veneno tanto para las resinas de cajnbio de iónico como para las aminas»

Esta podía ser una de las causas de la mala separación de fases ysobre la que no resulta fácil operar»

Se plantearon una serie de ensayos discontinuos de laboratorio enorden a determinar el tiempo de separación de fases y observaciones delas características de dicha separacióno

Condiciones fijas %

Eelación O/A - 1,5Ts de agitación, 1 min 30 segóCondiciones de agitación y geometría del recipiente, la misma

en todos los casos.

4»2«4o1» Efecto del lavado de orgánica»

Se dispusieron tres ensayos s

i) Con la orgánica seciclada procedsite de EoL»E6 (5 /£ de amina)

i i ) Gon dicha orgánica después de lavada con solución de NapCO:»al 10 %*

i i i ) Gomo en el caso anterior y lavada a continuación con agua áejLda a pH 1S4«

En todos estos ensayos se u t i l izó solución acuosa procedente deoLoEo y cuya composición era la siguiente? expresada en g/l»

/y y g ? g/

U3O0 - O?ó88 g/l9 sq¿" = 53,66? P©t = 5?68? P20c = 0?22? Si02 - 0,925acidez l ibre = 7 5 g/l de H^SO? pH = 1 23 qacidez libre = 7?5 g/l de H^SO*? pH = 1,2»

El objeto de dichos ensayos era saber si la orgánica con que seestaba trabajando precisaba de un lavado con solución de carbonato sódicOj para eliminar contaminantes que pudieran dar lugar a la deficienteseparación de fasesj y además acidificación del disolvente para separarlos contaminantes solubles en ácido9 con lo que disminuye la tendenciaa la formación de emulsionesa

4«.2o4*2o Bfecto de acidez en la solución acuosa»

3e realizaron tres ensayos 1

i) Acidez libre de la solución acuosa de 4 g HoSO^/l»

ii) Acidez libre de la solución acuosa de 8 g B^SQu/l.

iii) Acidez libre de la solución acuosa de 12 g HoSO^/le

Sn todos ellos se trabajó con orgánica fresca lavada con agua áci_da a pH 1S4 y cuya composioion eras amina 4 $» alcohol 3 $? Queroseno93 £.

Objetos observar cómo influía en la separación de fases la acidezde la solución acuosa ya que la separación se dificulta con una acidezalta 9

4o2a4«3° Efecto de la concentración de aminaQ

Tres ensayos también s

i) Amina al 3$ y solución acuosa de O?35 g

ii) Amina al 4 $ y solución acuosa de O97 g

iii) Amina al 5 $ y solución acuosa de 1,0 g

En todos ellos se empleó orgánica fresca9 lavada con agua acidaa pH 1}4 y una concentración de alcohol del 3 %9

Objetos Ver influencia de la concentración de amina (viscosidady densidad) en la separación de fases y pérdidas por arrastre ya que amayor concentración de amina baja la velocidad de separación de faseso

4o2e4»4* Efecto concentración de alcohole

Se hicieron dos ensayos %

i) Alcohol 2 5Í.

ii) Alcohol 4 %•

19

En ellos se util izó orgánica fresca lavada con agua acida a pH1,4 y solución acuosa de 0,7 g U3QB/I y acidez libre de 12 g/le

Objeto s Puesto que el alcohol incrementa la solubilidad del tidsulfato de amina y previene la formación de la 38 fase, observar el efec-to del aumento de su concentración»

4o2a4«58 Resultados»

Se reflejan en la tabla 5*

Puede observarse lo siguiente s

— Efecto de orgánica» Se confirma la conveniencia de los lavadosperiódicos de fase orgánica y acidificar el disolvente (poner la aminaen forma de sulfato)»

— Efecto acidez solución acuosa» En general las emulsiones sue-len ser debidas a un mal control de acidez» La separación de fases esdificultada por una acidez alta en la solución acuosa de alimentación»

Parece indicado mantener la acidez libre entre 4 y 8 g

— Efecto concentración de aminas Se tuvieron mejores resultadostrabajando a una concentración menor de amina (disminuye la viscosidad)y también con soluciones acuosas menos concentradas en uranio.

— Efecto concentración de alcohol» Entre el 2 ^ y 4 ^ no se apreciaron diferencias en su comportamiento para la separación de fases» Porotra parte concentraciones mayores hacen disminuir sensiblemente la capa,cidad de extracción de la aminas En la mayoria de los casos la adiciónde un 3 ^ 83 suficiente para prevenir la formación de la 38 fase»

De los factores considerados se dedujeron unas condiciones químjLcas más adecuadas, para el funcionamiento de la instalación piloto»

i) Preparación de fase orgánica nueva con la siguiente distribu-ción % 3j5 $ cL® amina, 3 % de alcohol, y el resto de queroseno»

Esta orgánica nueva se debe lavar con agua acida a pH 1,4 paraponerla en forma de sulfato»

i i ) Concentración de la solución acuosa 0,6—0,8 g U3O3/I0

i i i ) Acidez libre en solución acuosa, comprendida entre 4 y 6H2SQ4/ÍL

iv) Para mantener las concentraciones de U3O3 en un líquido fért i len los niveles marcados y mejorar la calidad, en cuanto a impurezas, delmismo, hacer mezclas de líquidos ds cubículos con otros obtenidos de laera de inframarginal»

4«2»4»6. Respuesta en la marcha de la instalación»

Se observó una mejoría en la separación de fases pero no se l l e -gó a la normalidad deseada»

Tabla 5»

Ensayos

Resultados de los ensayos

C O I D

Pase orgánica

discontinuos

I C 1 O I E

sobre separación

S

Pase acuosa

de fases en SK«

Tfi sepracofasesseg»

0 B S E R V A C I 0 Í E S

Efedto lavadode orgánica*

a)

b)

o)

Orgo reciclada (5 $ amina)

Orgo recio»*lavada oon2ía2CQ3 (1 0 %)Org» recico#lavado con

agua acida

U

4

PetP2°

Efecto acidez a)solución acuosa©

b)

I I

Efecto cono»de aminao

III

Efecto concode alcohol»

IV

o)

a)

b)

o)

a)

b)

Org*. fresca lavada con aguaacida pH=1f4» 4$ amina, 3$Orge fresca lavada con agua ^acida pH»1,4» 4Í° amin« 3% aloch. SÓ4H2Oi'go fresca lavada con agua U:acida pH=154«> AÍ° amin» 3^ alcoh

g/l- 53,66 g/l- 5S68 g/l= 0 , 2 g/l= Oj92 g/l<= 7 s 5 g/l Pi

0,7 g/l> » 4 g/l

0,7 g/l= 8 g/l

= 12 g/ l

Org« frese» lavada con agua áoaoXJ-i0o| 0935 g/ lpH<=13,45 amina 3 %t alcohol 3 $•Orgo freso* lavada oon agua áoi. U3O0I 0?7 g/ lpH«=1?4| amina 4 $ j alcohol 3 ^«Orgo freso o lavada con agua áoi» U->Qgj 1s0 g/ lpH=1ji45 amina 5 $s> alcohol 3 %°

Orgo fresca lavada con agua áciofTT « n 7 /•pH=1s4. Amina 4 ú/¿j alcohol 2fco J U3^B " U j ' fi/Orgo fresca lavada con agua áciol q n „ 1 9

pH=194. Amina 4 ^ s alcohol 4 ^ . I 4n2 ra l ¿

119

45

75

56

62

63

41

pH=1s2 63

69

52

48

Quedan en la fase acuosa pequeñas es féru lasde orgánica oPref • en par «.vaso y supero inoxioPase acuosa limpiaj fase orgánica bastante

turbiaoLas dos fases limpias» Rotura primaria al-

go lenta al principio»

Separación buena, fases limpias»

o

Algo más turbia fase orgánicao

Pases limpias»

Ligeramente turbia fase ox-gánica©

Pases limpiaso

NOTA s En todos los ensayos se emplearon las mismas condiciones de agitación y geometría rec ip iente , relación O/A =• 1?5jtiempo de agitación 1 min 30 segó

21

Se bajo entonces la concentración de amina al 3 = 2 $ y se operésobre la agitación suprimiendo la turbina superior por si resultaba excesiva la agitacióru Se advirtió otra pequeña mejoría en la separaciónde fasesj paro por otra parte no se conseguía una buena mezcla con perjuicio del poder extractivo de la aminas

Entonces al no poder actuar sobre el ns de revoluciones del mecanismo de agitación se acoplo otra turbina superior pero de menor diáme-tro que la primitiva©

Los resultados tampoco fueron todo lo concluyente que hubiera si_do desear9 quizás precisasen de una reforma más a fondo los mecanis=-mos de agitación» Pero no hay que olvidar la condición de los líquidosque se trataban por su contenido en SiQo y el cambio de amina¡» pues seha de hacer notar que con la Alaraine 33o en los dos años anteriores nose habían presentado estas anormalidadesa

4o2e5s Perdidas de fase orgánicas

Las perdidas constatadas en periodos anteriores empleando Alamine336 -del orden de 0^37 l/m^- fueron rebasadas ampliamente (O?55 l/n^) eneste periodo de trabajo con la Adogen 3^4^ debido a la mala separaciónde fasesj de la que se ha hablado anteriormente©

En estos casos a las perdidas normales por "solubilidad y arras«=tre" hay que sumar las muy importantes que se asignan en la descarga total de la batería para separar toda la suciedad formadas o en el lavadocon carbonato sódicos Impregnando esa masa de "suciedad" que dá una cantidad de fase orgánica muy dificil de separar aunque puede ser disminui-da procediendo a su filtración a presión^

4o3s Precipitación del extracto_acuosoe

4o3<a1° Técnica operatoria©

Se realiza en forma discontinua^ empleando como reactivo soluciónde sosa al 20 % hasta alcanzar un pH = 7 conforme al diagrama de flujode la Slge 5a

4e3s2a Resultados«

El consumo de reactivo tuvo un valor medio de 89 60 Kg de sosa/m-5

de extractos Referido a Kg de U3Q0 fue de O932 Kgp tabla 6a

Sobre la calidad del concentrado hay que hacer una observación %cuando para un mejor aprovechamiento de la mano de obra y una mejor filtración se iba acumulando el precipitado a filtrar durante varios días3tenía lugar una posprecipitación de impurezas que bajaban la ley del ooncentrado-) De todos es sabido el antragonismo existente entre las condicioaes físicas y químicas que se tienen en el precipitadoo

En la tabla 7 se dan las composiciones de dichos concentradoso

4o4«> Neutralización í

4©4©1« Técnica operatoria©

Se llevó a cabo en operación continuaa

22

REACTIVOSOSA 3 0 %

SEPARAN10

AGUA ApH-11

PRECIPITACIÓN

DECANTACIÓN

FILTRACIÓN

ANÁLISIS

SIFONADO ¡AGUAS MADRES

SIFONADO

ANÁLISISL!Q. REPULP.

TORTA DE CONCENTRADO

FI6.5.-DIAGRAMA DE FLUJO CUALITATIVO EN PRECIPITACIÓN

Tabla 6« Consumo de reactivos en la precipitación discontinua de extraotos de extracción con aminas.

M E S Vol/m3 U3°8/

U3°8CONSUMO DE REACTIVOS

Kgs Kg/ra 3 Kg/Kg

1.971Julio

Agosto

Septiembre

Octubre

Noviembre

Diciembre

1o972

Enero

Febrero

Marzo

Abril

Mayo

Junio

24,1

29*0

10,3

20,0

25,3

16,2

21 s,0

23,9

27,1

30,0

40,6

24*7

29,8

29,4

28,9

31,6

34,1

30,5

33,1

31,0

28,8

2.;,4

18,2

2193

718,0

853,8

?97sO

631,2

863,4

494»3

695.5

741,3

780,3

703,0

738,8

526,1

276,1

386,2

74,0

109,0

176,0

190,0

136,0

138,0

2oe,c

121,4

486,0

279,0

Media

11,45

13,31

7,18

5,45

6,95

11,72

6,47

5,77

7,67

4,04

11,97

11,29

8JJ60

0,384

0,452

0,249

0,172

0,203

0,384

0,195

0,186

0,266

0,172

0,657

0,530

O932O

INJ

Tabla 7° Concentrados obtenidos en la precipitación de los extractos acuosO3«

PartidaSin lavar (SL)

Lavado (L)

C O M P O S I C I Ó N

SO P©t Cl»

3

4

5

6

7

8

9

(L)

(L)

(L)

(L)

(L)

(L)

(L)

(L)

(SL)

86,7

85S2

83,0

86S5

80,7

75,1

76,3

75*2

73,5

1,140

1sO93

O J 9 5 6

0,614

0,161

0,262

ro

25

El dispositivo oonsta de tolva, alimentador vibrador para dosif¿cación del producto sólido9 reactor de 400 1 para la preparación de lalechada y 3 reactores de 1 3000 1 de capacidad cada uno? dispuestos encascadass donde se lleva a cabo la neutralizacióno El reactivo emplean-do fui hidróxido calcico en polvo y el pH de neutralización 7j controlas,dose cada 2 horas en el 1 e r y 3 e r reactor.

4«4o2© Resultadose

El consumo de hidróxido calcico varía entre 15 — 25 Kg/m3. Estavariación está relacionada principalmente con la acidez del refinado dsextracción que se neutralizas

El pH real de neutralización estuvo comprendido entre 6S4 — 6?7«

¿b

5* BALANCE ACUMULATIVO AL FINAL DEL TRATAMIENTO,

5 91 a jSalanoe metalúrgiooa

Kg

9770 ,

7970 -

98,

880

802

87

6

«988OC81

«958

122

*4

S2

*8

Mineral t r a t a d o 9<>2OOLíquido fér t i l 8*575s>5Solubilisacion, $ConcentradoRecuperación del -sistema SK-preco f>Uranio en estériles líquidoSecuperaci6n global, $ 77

Sn la Fige 6 queda reflejada la marcha de dicho balanceo

5o2« Consumo y coste de reaotivoss

Se relaciona; el siguiente cuadro s

Reactivos

Aoido sulfúricoCalSosaSal comanPerdidas fase orgB

Consumo

Eg/t

32,714*0

0,31,60,41

Total

I M

Coste uni tar io

t mineral

67,8835.351,842,22

111,39

P O S T E

pts por

KgU

8244

226

138

3%

? 009O7*29.77.15

?28

$

60?0031*901S662,004,44

100,00

Los consumos y coste que ss dan pueden considerarse extrapolablespara el mismo tipo de mineral tratado»

2?

FIG.6.- BALANCE METALÚRGICO ACUMULATIVO.

28

6e GASTOS Y FOTTCIOHAl-UENTOe (Como i n s t a l a c i ó n experimental) o

a) Mano de obras

Se considera una dotación normal de 18 hombres» con nomina por unimporte mensual de 375«000 pts»

La mano de obra no se considera extrapolablea Una parte de lasinstalacionesj aunque aumentado su tamaño., sería manejada por una dota-ción si mi lar »

b) Transporte de personáis

El costo por mes es de 22*500 pts9 (promedio)« Hasta ciertos linates (una instalación para tratar un n9 de toneladas, 10 o 12 veces mayor)no aumentaría el transporte colectivo de personals realisado en condicijDnes similares a las actuales*

c) Energía eléctrica y combustiblea

La potencia instalada es de ~»15O C? de los que 32 CY correspon-den a la sección de trituración de capacidad 10 t/h*

El importe de energía a lo largo de un año ful del orden de 125»000pesetas»

Los gastos de combustibles*, gas=-oils gasolina y aceites ascendieron a 365 = 000 pts« por años aproximadamente o

d) Análisis o

Las muestras de control9 en una escala mayor? serían prácticamente las nísmasa El costo de sus análisis se estima en 30o000 ptso mensualeso

e) Eeactivos»

Ya se ha indicado anteriormente con detalle o

f) Gastos generales varios»

Bajo este t í tulo se engloban los de entretenimiento, reparacionessrepuestos? material de oficina? etc«

Cono resumen general se dan en el cuadro siguiente el total degastos para los 9 meses5 tiempo nornal en funcionamiento continuos

Gastos de funcionamiento t

Concepto Importe• ptso fo • pts/kg U3Q3 pts/t '

Mano de obraTransporte personalEnergía eléc^y conshomb»AnálisisEeactivosGastos generales varios

Total

3

5

.375-000202*500365*000270aOOO946*8í5486*000

.645*315

59364

168

100

,8,6•5,8

uso

485,29,52?38,

138,69,

786,

0010508 0288 0

48

366s8022?OO39*6029s3O

1O2?9053,80

614?4O

2I0TA - Los concentrados obtenidos en este período de tiempo representan6*958 kg de 11303 equivalente a 7«305«900 pts3 para un precio deconcentrado de 8 $/lb de Ü3Q59

J.E.N. 276 J.E.N. 276

Junta de Energía Nuclear, División de Materiales, Madrid."Lixiviación es tá t ica , en con t raco r r i en te , de piza

rras uraníferas"CORDERO, 6 . ; VILLARRUBIA, H.; HERNÁNDEZ, J . (1973) 28 pp. 6 f igs .

En experiencias, de l ix iv iación estática en contracorriente realizadas con pj.

zarras uraníferas, se prueban diferentes dosis de ácido y esquemas de dis t r ibu-

ción del mismo, distintos tiempos de retención y temperatura. Se indican también

las experiencias de recuperación del uranio por extracción con disolventes y las

variables que la afectan.

Se ve que, en l ix iv iac ión, conviene trabajar con una dosis do V kg/L de ácidoy 40 d de retención para lograr recuperaciones superiores al 80$. Las solucionesresultantes tienen contenidos altos en sí l ice y por el lo ingresan líquidos orgá-nicos bajos en amina ( íí? i,%), y alimentaciones acuosas ligeramente acidas(4-8 g ^SO/j / i ) . Se indican los costes de transformación.

Junta de Energía Nuclear, División de Materiales, Madrid."Lixiviación estática, en contracorriente, de

rras uraníferas"CORDERO, G.; VILLARRUBIA, M.; HERNÁNDEZ, J . (1973) 28 pp. 6 fígs.

En experiencias, de l ix iv iación estática en contracorriente realizadas con pj,

zarras uraníferas, se prueban diferentes dosis de ácido y esquemas de dis t r ibu-

ción del mismo, distintos tiempos de retención y temperatura. Se indican también

las experiencias de recuperación del uranio por extracción con disolventes y las

variables que la afectan.

Se ve que, en l ix iv iac ión, conviene trabajar con una dosis de 32 kg/t de ácidoy 40 d de retención para lograr recuperaciones superiores al 80$. Las solucionesresultantes tienen contenidos altos en sí l ice y por el lo interesan líqyidos orgá-nicos bajos en amina ( ^ 3,5%), y alimentaciones acuosas ligeramente acidas(4-8 g H2SO4/I). Se indican los costes de transformación.

J.E.N. 276

Junta de Energía Nuclear, División de Materiales, Madrid."Lixiviación es tá t ica , en con t racor r i en te , de piza

ras uraníferas"D,~6.fVlLLARRUBIA, M.; HERNÁNDEZ, J . (1973) 28 pp. 6 f igs.

En experiencias, de l ix iv iación estática en contracorriente realizadas con p|zarras uraníferas, se prueban diferentes dosis de ácido y esquemas de dis t r ibu-ción del mismo, distintos tiempos de retención y temperatura. Se indican tambiénlas experiencias de recuperación del uranio por extracción con disolventes y lasvariables que la afectan.

Se ve que, en l ix iv iac ión, conviene trabajar con una dosis de 32 kg/L de ácidoy 40 d de retención para lograr recuperaciones superiores al 80$. Las solucionesresultantes tienen contenidos altos en sí l ice y por e l lo interesan líquidos orgá-nicos bajos en amina ( ís-3,5$), y alimentaciones acuosas ligeramente acidas

((4-8 g H2SO4/I). Se indican los costes de transformación.

J.E.N. 276

Junta de Energía Nuclear, División de Materiales, Madrid."Lixiviación estática, en contracorriente, de

rras uraníferas"CORDtRO, 6. ; VILLARRUBIA, M.; HERNÁNDEZ, J . (1973) 28 pp. 6 f i gs .

En experiencias, de l ix iv iación estática en contracorriente realizadas con p|zarras uraníferas, se prueban diferentes dosis de ácido y esquemas de dis t r ibu-ción del mismo, dist intos tiempos de retención y temperatura. Se indican tambiénlas experiencias de recuperación del uranio por extracción con disolventes y lasvariables que la afectan.

So ve que, en^l ixiviación, conviene trabajar con una dosis de 32 kg/t de ácidoy 40 d de retención para lograr recuperaciones superiores al 80$. Las solucionesresultantes tienen contenidos altos en sí l ice y por e l lo interesan líquidos orgá-nicos bajos en amina ( — 3,5$), y alimentaciones acuosas ligeramente acidas

1.4-8 g H2SO4/I). Se indican los costes de transformación.

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Jjnta do Energía Nuclear, División de Materiales, Madrid.

"Static leaching of uraniferous shales withcountercurrent circuits"CORELRO, 6 . ; VIIIARRUBIA, M. ; HERNÁNDEZ, J . ( 1 9 7 í ) 2 8 p p . b M g s .

We test dif ieren I amounts of acid and Lho way of adding i t in order to obtain

tho solubil i¿ation oí i iraní um in static leaching. We also test the pffeets of

lh" tempprature. f inal ly wp show the tesis of solvent extraction considiring

thp mosl importan I variables in i t .

In leaching we musí work v/iih 32 kg' t of acid and 40 d in ordar lo obtain

uranium's solubil i¿aiions over 80%. ího pregnanl liquors nave a hiqh concón-

"Iralion of s i l i ca and we must use low organic l iqu id ( '•£ 3,5 % in amineJ and

f i t the acidity of the pregnant Solutions lo 4-8 g II7SO4/I. III' show I he econorav

o I l lv process.

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lurita de Energía Nuclear, División de Materiales, Madrid

"StaLic leaching of uraniferous shales withcountercurrent circuits"CÜRURO, 0 . ; VILLARRUBIA, M.; HIRNANOZZ, J . (1973) 28 pp . 6 f i g s .

Wts les I diff i-renl amo-ints of acid and the way of adding i t in order to obtain

Ihc solubil ization of uranium in stal ic leaching. We also test tho effeets of

the temperatura Final 1 y we show the tests of solvent exlraction considering

the mosl impo.ianl variables in i t .

In leaching we must work with 32 kg/t of acid and 40 d in order to oblain

iiraniium's solubíllzalions over 80$ . Ihe pregnant liquors have a high concón-

tration of s i l i ca and we must use low organic l iqu id ( ,'¿ 3,5 % in amine) and

f i t th= acidily of Ihe pregnanl solutions. lo 4-8 g l-^SO^/l. We show the economy

cf thp proepss.

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innta de tnergía Nuclear, División de Materiales, Madrid."Sta t ic l each ing of u r a n i f e r o u s sha le s wi th

countercurrent circuits"CORD.RO, G.; VILLARRUBIA, H.; HCRNANDTZ, J . (1973) ?8 ( p . b f igs.

We test differpnt amounts of acid and Ihe way ol adding i t in order to oblainthp solubi l ization of uranium in stat ic leaching. We also test tho elfeets ofthe tomperatun. Final ly *? show the tests of solvent extraction consideringthe most important variables in i t

In leaching WP must work with 32 kg/t of acid and 40 d in ordor lo obtainuranium's solubili¿ations ov?r 80$ . fhc pregnant liquors have a high concón-trat ion of s i l i ca and we must use low organic l iqu id ( ¿ i,5 % in amine) andf i t the acidi ty of Ihe pivgnant sol ut i ons to 4-8 gl^SO/,/!. Ws show tho economyof the process.

>'mla úe Lnergía Nuclear, División de Materiales, Madrid."Stat ic leaching of u r a n i f e r o u s sha l e s wi th

countercurrent circuits"

CORDfRO, 6, ; VILLARRUBIA, M.; HERNÁNDEZ, J . (197i) 28 Pp. 6 f i gs .

We test d i f I erent amounts ol acid and tho way of adding i t in order to oblainIhe solubi l i /a l ion of uranium in stat ic leachinq. We also test ths ?ffects ofthp lemperature. Final 1 y we show the tests of solvent oxtraction consideringl lv mosl important variables in i l .

In leaching we must work with 32 kq/t of acid and 40 d ¡n order to obtainuranium's solubi l i /at ions over 80$ . Iho pregnanl liquors have a high concun-trat ion of s i l i ca and we musí use low orqanic l iquid ( ¿i 3,5 % in amine) andf i t the acidi ly of tho prognanl sol u t i ons lo 4-8 g H^SOyl. We show Ihs economvof the process.