CC BY
134
ГИАБ. Горный информационно-аналитический бюллетень / MIAB. Mining Informational and Analytical Bulletin, 2021;(1):58-67 ОРИГИНАЛЬНАЯ СТАТЬЯ / ORIGINAL PAPER
УДК 554.732.2 DOI: 10.25018/0236-1493-2021-1-0-58-67
ИЗВЛЕЧЕНИЕ РЕДКОЗЕМЕЛЬНЫХ ЭЛЕМЕНТОВ
ИЗ РАСТВОРОВ ПОДЗЕМНОГО ВЫЩЕЛАЧИВАНИЯ УРАНА
О.Ф. Петухов1, Б.Т. Рузиев1, У.З. Шарафутдинов1
1 Навоийский горно-металлургический комбинат, Навои, Узбекистан, e-mail: o.petuhov@ngmk.uz
Аннотация: Целью исследований явилась разработка технологии попутного извлечения редкоземельных элементов (РЗЭ) из растворов подземного выщелачивания (ПВ) урана. Исследования проведены на реальных растворах ПВ после извлечения из них урана. Сорбцию РЗЭ проводили с использованием сульфокатионита марки ТОКЕМ (гелевой структуры), определена полная динамическая обменная емкость катионита по РЗЭ и основным примесям. Исследована десорбция РЗЭ и примесей от концентрации азотной кислоты. Показано, что для десорбции основной части примесей металлов необходимо использовать азотную кислоту с концентрацией 22,5 г/л, с последующей десорбцией РЗЭ и оставшихся примесей раствором азотной кислоты с концентрацией 180 г/л. Осаждение РЗЭ из азотнокислого десорбата проводили с помощью щавелевой кислоты. Показано, что в пределах рН 2,2 — 2,7 щавелевая кислота практически количественно осаждает РЗЭ из раствора. При осаждении оксалатов (рН = 2,2 — 2,3) в осадок преимущественно переходит кальций, а при рН 2,5 — 2,7 — железо и алюминий. Для отмывки черновых концентратов окислов РЗЭ от примеси окиси кальция использовали растворы хлорида и нитрата аммония. Установлено, что при использовании 20% растворов NH4NO3 или NH4Cl удается резко снизить содержание окиси кальция и повысить содержание окислов РЗЭ в концентрате. Предложена принципиальная технологическая схема сорбционного извлечения РЗЭ из растворов ПВ и получения 30% концентрата окислов РЗЭ.
Ключевые слова: редкоземельные металлы, растворы подземного выщелачивания, сорбция, десорбция, азотная кислота, осаждение, щавелевая кислота, кальций, железо, алюминий, технологическая схема.
Для цитирования: Петухов О. Ф., Рузиев Б. Т., Шарафутдинов У.З. Извлечение редкоземельных элементов из растворов подземного выщелачивания урана // Горный информационно-аналитический бюллетень. - 2021. - № 1. - С. 58-67. DOI: 10.25018/0236-14932021-1-0-58-67.
Recovery of rare earths from uranium leach solutions
O.F. Petukhov1, B.T. Ruziev1, U.Z. Sharafutdinov1
1 Navoi Mining and Metallurgical Combinat, Navoi, Uzbekistan, e-mail: o.petuhov@ngmk.uz
Abstract: The studies aim to develop a technology for by-recovery of rare earth elements (REE) from solutions of in-situ uranium leaching. The tests were carried out with actual in-situ leach solutions after extraction of uranium from them. REE recovery used TOKEM's strong-acid cation exchange resin (gel type), and its total dynamic exchange capacity relative to REE and main impurities was determined. Desorption of REE and impurities was studied as function
© О.Ф. Петухов, Б.Т. Рузиев, У.З. Шарафутдинов. 2021.
of concentration of nitric acid. The main part of metal impurities is desorbed using nitric acid with concentration of 22.5 g/l, and further desorption of REE and residual impurities is possible at nitric acid concentration of 180 g/l. REE settling from the nitric acid strippant used ethane diacid. With pH in the range of 2.2-2.7, ethane diacid allows quantitative settling of REE, with calcium settled with pH in the range of 2.2-2.3 and iron and aluminum settled with pH in the range of 2.5-2.7. Removal of calcium oxide from rough concentrates of REE oxides used solutions of chloride and ammonium nitrate. It is found that the use of 20 percent NH4NO3 or NH4Cl solutions can curtail drastically the content of calcium oxide and increase the content of REE oxides in concentrates. The conceptual flow chart proposed for desorption of REE from uranium leach solution with production of 30 percent concentrates of REE oxides is presented.
Key words: rare earth metals, in-situ leaching solutions, sorption, desorption, nitric acid, settling, ethane diacid, calcium, iron, aluminum, process flow chart.
For citation: Petukhov O. F., Ruziev B. T., Sharafutdinov U. Z. Recovery of rare earths from uranium leach solutions. MIAB. Mining Inf. Anal. Bull. 2021;(1):58-67. [In Russ]. DOI: 10.25018/0236-1493-2021-1-0-58-67.
Одним из перспективных источников добычи редкоземельных элементов (РЗЭ) являются растворы подземного выщелачивания (ПВ) урана [1]. В растворах ПВ РЗЭ находятся в форме катионов, и поэтому на анионообменных смолах совместно с ураном и рением не сорбируются. По мере отработки месторождений РЗЭ накапливаются в оборотных растворах, достигая в отдельных случаях концентраций в несколько мг. Описанные в литературе [2, 3] осади-тельные технологии извлечения редкоземельных элементов (РЗЭ) из растворов ПВ урана отличаются высоким расходом реагентов и сложностью, связанной с необходимостью фильтровать большой объем растворов. Извлечение редкоземельных элементов из растворов ПВ с помощью ионообменных смол является, на наш взгляд, более перспективным и экономически целесообразным промышленным методом. В качестве сорбентов РЗЭ в литературе [3-6] описано применение сильнокислотных сульфокатионитов: КУ-2, леватит S-100, дауэкс — D-50, амберлит IR-120. Для сорбции РЗЭ из растворов сложного солевого состава предложено использовать современные сульфокатиониты ТОКЕМ
(гелевой структуры) и С-150 (макропористой структуры) [7], а также Lewatit MonoPlus SP 112 [8]. Эти катиониты содержат активную группировку — SO3H, в которой водород способен к обмену на любой катион.
Определения концентрации РЗЭ методом масс-спектрометрии с использованием ICP-MS спектрометра «Agilent 7700» проводились в аналитической лаборатории Центральной научно-исследовательской лаборатории (ЦНИЛ) Навоийского ГМК. Данная лаборатория аккредитована на техническую компетентность, соответствующую требованиям стандарта UzDSt ISO/IEC 17025:2007 и имеет сертификат UZ.AMT.07.MAI.630. В лаборатории есть набор стандартных образцов для сравнения и для поверки достоверности полученных результатов.
В данной работе использовали ка-тионит Т0КЕМ-101, который по данным предварительных опытов показал наилучшие сорбционные показатели в отношении РЗЭ. Перед сорбцией катионит переводили в Н + -форму. В качестве растворов использовали маточники сорбции урана одного из рудников ПВ с рН 1,8 и с концентрацией основных макрокомпонентов, мг/л: SO.2- — 8060; NO3- —
Насыщение катионита ТОКЕМ в динамических условиях (ПДОЕ) Determination of total dynamic exchange capacity (TDEC) of TOKEM's strong-acid cation exchange resin
Элементы Y Ce La Gd Nd Tb
Концентрация в растворе ПВ, мг/л 18,9 14,3 5,2 2,1 7,0 0,2
Содержание в насыщенной смоле, мг/г 0,36 1,5 0,73 0,11 0,44 0,01
Примечания: 1. Концентрацию РЗЭ определяли методом масс-спектрометрии с использованием ICP-MS спектрометра «Agilent 7700». 2. Концентрация остальных РЗЭ и скандия менее 0,1 мг/л.
Основные элементы, примеси Ca Mg Fe AI
Содержание в насыщенной смоле, мг/г 19,4 4,9 98,4 40,0
110; С1 - 127; SiO2 - 88; Р2О5 - 590; Fe + 3 - 350 и Fe + 2 - 90; Са2 + - 420; Мд2 + - 180; А13 + - 370. Сорбцию проводили в динамических условиях, пропуская раствор через колонку со скоростью 5 ч-1. Сорбцию вели до полного проскока РЗЭ, определяя таким образом полную динамическую обменную емкость (ПДОЕ) катионита. Результаты по сорбции РЗЭ представлены в табл. 1.
Десорбцию РЗЭ с насыщенных ка-тионитов проводили растворами азотной кислоты [9]. Исследовали влияние концентрации HNO3 на десорбцию РЗЭ и примесей с насыщенной смолы. Де-
сорбцию проводили в статических условиях, в пачуках, УСМ:УР = 1:10, т = = 24 ч; Г = 30 °С. Результаты по десорбции элементов в зависимости от исходной концентрации HNO3 представлены в табл. 2.
Как видно из результатов табл. 2, концентрация азотной кислоты существенно влияет как на десорбцию примесей, так и на десорбцию РЗЭ. Однако при относительно низкой концентрации азотной кислоты, равной 22,5 г/л, основные примеси металлов десорбируются значительно эффективнее, чем РЗЭ, что может быть использовано для их отде-
Таблица 2
Десорбция РЗЭ и примесей раствором HNO3 различной концентрации Desorption of REE and impurities by HNO3 solutions of different concentrations
Концентрация HNO3, г/л Концентрация РЗЭ в десорбате, мг/л
Y Ce La Gd Nd Tb
22,5 0,86 2,1 0,8 0,2 0,75 0,1
45 2,3 6,0 2,63 0,29 2,2 0,1
90 6,3 21,0 10,0 1,9 10,0 0,34
180 12,5 50,0 23,4 2,3 17,0 0,35
Концентрация HNO3, г/л Концентрация примесей в десорбате, мг/л
Fe Al Ca Mg Si Р
22,5 1800 1100 1243 270 7 22
45 2600 2300 1330 388 7 21
90 3400 2500 1473 443 8 25
180 5600 3800 1837 472 22 29
ления РЗЭ от основной массы примесей на операции десорбции [10]. Если при повышении концентрации HNO3 с 22,5 до 180 г/л концентрация церия в десорбате увеличивается в 25 раз, иттрия — в 14,5 раз, лантана — в 29 раз и неодима — в 22,7 раза, то концентрация железа — в 3 раза, алюминия — в 3,5 раза, кальция — в 1,5 раза и магния — в 1,8 раза. Это обстоятельство может способствовать отделению основной части примесей при десорбции: на первой стадии десорбировать примеси и частично РЗЭ раствором 22,5 г/л HNO3, на второй стадии десорбировать РЗЭ и остатки примесей раствором 180 г/л HNO3.
Для подтверждения полученных результатов провели двухстадийную десорбцию РЗЭ и примесей в динамическом режиме. Для десорбции использовали насыщенную смолу (табл. 1). Условия десорбции в колонке: V = 100 мл, I = 30 °С; V/ = 10 (V = 1000 мл); q = 1 Vp^СМ • ч (100 мл/ч). Результаты по десорбции примесей и РЗЭ в динами-
ческом режиме в две стадии приведены в табл. 3.
Результаты по десорбции примесей и РЗЭ, полученные в динамическом режиме, хорошо согласуются с результатами десорбции, полученными в статическом режиме. Как видно из табл. 2 и 3, на первой стадии десорбции концентрация основных примесей металлов, особенно кальция и магния, во втором десорбате существенно снижается. Соответственно, резко снижается массовое отношение этих примесей к РЗЭ. Например, если проводить коллективную десорбцию в одну стадию раствором 180 г/л HNO3, то массовое соотношение составит: Са/Се = 1837/50 = 36,7 (табл. 2). Если проводить десорбцию в две стадии, то массовое отношение в товарном десорбате составит: Са/Се = = 587/47,8 = 12,3 (табл. 3).
В табл. 4 представлены данные по извлечению (потерям) РЗЭ на первой стадии десорбции (отмывки примесей). В табл. 5 представлены данные по изв-
Таблица 3
Результаты по десорбции примесей металлов и РЗЭ на первой и на второй стадиях в динамическом режиме
Result of desorption of metal impurities and REE at the first and second stages in dynamic mode
На первой стадии
Концентрация HNO3, г/л Концентрация примесей в десорбате, мг/л
Fe Al Ca Mg Si Р
22,5 1720 1160 1364 337 6 19
Концентрация HNO3, г/л Концентрация РЗЭ в десорбате, мг/л
Y Ce La Gd Nd Tb
22,5 0,86 2,1 0,8 0,2 0,75 0,2
На второй стадии
Концентрация HNO3, г/л Концентрация РЗЭ в десорбате, мг/л
Y Ce La Gd Nd Tb
180 11,6 47,8 22,7 2,1 15,6 0,26
Концентрация HNO3, г/л Концентрация примесей в десорбате, мг/л
Fe Al Ca Mg Si Р
180 3800 2680 587 206 15 7
Результаты по десорбции РЗЭ на первой стадии десорбции (отмывки примесей) First-stage REE desorption results (removal of impurities)
РЗЭ Содержание в насыщенной смоле Концентрация в I-ом десорба-те, мг/л Остаточное содержание в смоле Полнота десорбции (потери), % Е, %
мг/г мг/л мг/г мг/л
Y 0,36 215 0,86 0,35 206 2,7 97,3
Ce 1,50 898 2,1 1,46 877 2,7 97,3
La 0,73 437 0,8 0,72 429 1,4 98,6
Gd 0,11 65,8 0,2 0,10 64 1,0 99,0
Nd 0,44 263 0,75 0,43 256 2,3 97,7
Примечания: 1. Удельный объем смолы ТОКЕМ р = 1,67 см3/г. 2. Для ТЬ расчеты не проводились из-за незначительных концентраций.
лечению РЗЭ на второй стадии десорбции (десорбция РЗЭ).
Для осаждения РЗЭ из азотнокислых десорбатов был выбран оксалатный метод [11]. Однако влияния рН осаждения на полноту выделения из растворов ок-салатов РЗЭ и оксалатов кальция, магния и железа нами в литературе [11-14] не найдено. Для уточнения этого вопроса был наработан товарный десорбат по схеме двухстадийной десорбции. Осаждение РЗЭ проводили раствором щавелевой кислоты с концентрацией 100 г/л Н2С2О4. Расход раствора щавелевой кислоты составил 100 мл/л. После дозирования щавелевой кислоты в азотнокислый десорбат проводили нейтрализацию раствора концентрированным аммиаком (250 г/л N^0^ в первом
Таблица 5
Результаты по десорбции РЗЭ на второй стадии десорбции (десорбции РЗЭ)
Second-stage REE desorption results (desorption of REE)
РЗЭ Содержание Концентрация Остаточное Полнота
в насыщенной смоле во II-ом товарном содержание в смоле десорбции
мг/г мг/л десорбате, мг/л мг/г мг/л Е, %
Y 0,35 206 11,6 0,15 90 57,1
Ce 1,46 877 47,8 0,66 399 54,7
La 0,72 429 22,7 0,34 202 52,6
Gd 0,10 64 2,1 0,07 43 30,0
Nd 0,43 256 15,6 0,16 100 62,7
случае до рН = 2,2-2,3, во втором — до рН = 2,5-2,7. После нейтрализации раствора проводили перемешивание полученной суспензии в течение 5-6 ч при температуре 50-60 °С с целью получения крупного, хорошо фильтрующегося осадка оксалатов. Полученный осадок промывали на фильтре раствором окса-лата с соответствующим рН, сушили и прокаливали в течение 2 ч при температуре 900 °С. Результаты по осаждению оксалатов РЗЭ и примесей представлены в зависимости от рН осаждения в табл. 6.
Как видно из табл. 6, происходит количественное осаждение оксалатов РЗЭ как при рН 2,2-2,3, так и при рН 2,52,7. Однако при рН 2,2-2,3 в осадок преимущественно переходит кальций,
Результаты по осаждению оксалатов РЗЭ и примесей из азотнокислого десорбата Settling of REE oxalates and impurities from nitric acid strippant
Растворы Концентрация РЗЭ, мг/л
Y Ce La Gd Nd Tb
Товарный десорбат с ТОКЕМ 11,6 47,8 22,7 2,1 15,6 0,26
Маточник осаждения рН = 2,2-2,3 < 0,1 < 0,1 < 0,1 < 0,1 < 0,1 < 0,1
Маточник осаждения рН = 2,5-2,7 < 0,1 < 0,1 < 0,1 < 0,1 < 0,1 < 0,1
Растворы Концентрация примесей, мг/л
Fe Al Ca Mg Si Р
Товарный десорбат 3800 2680 587 206 15 7
Маточник осаждения рН = 2,2-2,3 3750 2020 29,2 188 < 5 < 1
Маточник осаждения рН = 2,5-2,7 55 160 536 195 < 5 < 1
а при рН 2,5 — 2,7 — железо и алюминий. Об этом же говорят данные табл. 7: полученный при рН 2,2-2,3 осадок в качестве примесей содержит в основном окись кальция и магния. Осадок, полученный при осаждении оксалатов (рН 2,5-2,7), в качестве примесей содержит в основном окиси железа и алюминия.
Учитывая, что очистка от соединений кальция значительно проще, чем от железа и алюминия, осаждение оксалатов РЗЭ из азотнокислых десорбатов целесообразно проводить при рН 2,2-2,3.
Для очистки чернового концентрата РЗЭ от окиси кальция использовали водные растворы NH4Cl и NH4NO3 [15, 16].
Химизм процесса растворения оксида кальция можно представить следующими реакциями:
CaO + 2NH„CL
CaCl2 + 2NH3 + H2O;
СаО + 2ЫН4Ы03 ^ Са(Ы03)2 + + 2Ы Н3 + Н20.
Отмывку огарка РЗЭ от примесей проводили в течение 6 ч с использованием 20% растворов хлорида и нитрата аммония, при перемешивании, Т : Ж = = 1 : 10. Осадок отфильтровывали, промывали водой на фильтре при соотношении Т : Ж = 1 : 20^30, и сушили в сушильном шкафу при температуре 95-100 °С до постоянного веса. Высушенный осадок прокаливали при температуре 900950 °С в течение 2 ч. Результаты по содержанию окислов РЗЭ и примесей в исходном черновом концентрате и в концентрате после отмывки представлены в табл. 8.
Как видно из табл. 8, в результате отмывки чернового концентрата окислов РЗЭ растворами хлорида и нитрата аммония содержание окислов РЗЭ воз-
Таблица 7
Содержание окислов примесей в концентратах Content of oxides of impurities in concentrates
Осаждение оксалатов Содержание окислов примесей, %
Fe O 2 3 CaO MgO MnO Al2O3
рН = 2,2-2,3 0,61 52,3 0,3 0,3 7,9
рН = 2,5-2,7 40,8 6,8 0,2 0,3 13,0
Состав чернового концентрата окислов РЗЭ до и после отмывки Composition of rough concentrate of REE oxides before and after scrubbing
Окислы РЗЭ и примесеи Содержание (%) в продуктах
Исходный черновой концентрат РЗЭ После промывки раствором NH4Cl После промывки раствором NH4NO3
La2°3 1,43 4,98 4,27
Се2°з 2,58 15,0 16,1
Nd203 1,16 4,27 4,8
Sm203 0,18 0,79 0,72
Gd203 0,24 0,74 0,69
Tb203 0,028 0,13 0,17
^2О3 0,1 0,42 0,39
Н02°3 0,024 0,12 0,11
ВД 0,056 0,27 0,31
Tm203 <0,017 0,057 0,063
Y О 2 3 0,8 3,47 3,52
ILn203, % 6,6 30,2 31,1
CaO 52,3 22,9 21,4
A1203 7,9 4,9 4,7
^ 0,61 10,3 10,6
MgO 0,31 0,8 1,3
росло с 6,6% до 30,2% и 31,1% соответственно, при этом содержание окиси кальция снизилось с 52,3% до 22,9% и 21,4% соответственно.
На рисунке приведена принципиальная технологическая схема извлечения РЗЭ из растворов ПВ с получением концентрата окислов РЗЭ, содержащего около 30% окислов РЗЭ.
Выводы
1. В результате проведенных исследований установлена возможность получения из растворов ПВ урана концентрата, содержащего 30% окислов РЗЭ, что соответствует составу концентрата РЗЭ из лопарита (ГОСТ 25702.10-83).
2. Для получения концентрата окислов РЗЭ необходимо проводить сорбцию РЗЭ из маточных растворов сорбции
урана с использованием современного сульфокатионита марки ТОКЕМ (геле-вой структуры), десорбцию насыщенного катионита в две стадии: на первой десорбировать основную часть примесей раствором 22,5 г/л HNO3; на второй стадии десорбировать РЗЭ и оставшиеся примеси раствором 180 г/л HNO3. Объемное соотношение на стадиях десорбции рекомендовано поддерживать У = 1:10.
СМ Р
3. Осаждение суммы РЗЭ из товарного азотнокислого десорбата рекомендуется проводить раствором щавелевой кислоты с концентрацией 100 г/л Н2С2О4 при расходе 100 мл/л, рН = 2,22,3, температуре 50-60 °С, перемешивании в течение 5-6 ч. Осадок оксала-тов на фильтре промывать раствором 100 г/л Н2С2О4 при рН = 2,2-2,3.
Десорбция РЗЭ
т
т
Товарный азотнокислый десорбат РЗЭ Отрегснернрованный катноннт
100 Г/Л Н;С;0, 100 л'м1
N11,ОН
ПрочыпноП распюр
Осаждение, фильтрация и промывка оксалатов
1 маточник осажлети >
1 , 1 в процесс ГШ)
Сушка и прокалка №1
Промывной раствор о процесс ПВ
Конце1гтрат окислов РЗЭ (Ьп20з=30%)
Принципиальная технологическая схема получения концентрата окислов РЗЭ из растворов ПВ Conceptual flow chart of REE oxide concentration from underground uranium leach solutions
4. Промытый осадок оксалатов после сушки рекомендовано прокаливать при 900 °С в течение 2 ч, затем промывать 20% раствором нитрата или хлорида аммония от окиси кальция и снова сушить и прокаливать при тех же условиях.
6. Приведена принципиальная технологическая схема извлечения РЗЭ из
растворов ПВ с получением концентрата окислов РЗЭ.
Авторы выражают благодарность всем инженерам и лаборантам Центральной научно-исследовательской лаборатории, принимавшим участие в исследованиях.
СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ
1. Санакулов К. С., Петухов О. Ф., Шарафутдинов У. З. Редкие металлы - инновационный ресурс НГМК // Горный вестник Узбекистана. - 2018. - № 4. - С. 57-61.
2. Виллани Ф. М. Редкоземельные элементы. Технология и применение. - М.: Металлургия, 1985.
3. Аймбетова И. О., Устимов А. М., Бахов Ж. К., Сейсенбаев А. Е, Тулекбаева А. К. Как извлечь редкоземельные металлы из техногенных растворов урановой промышленности // Редкие земли. - 2014. - № 3. - С. 126-131.
4. Плаксин И. Н., Тэтару С. А. Гидрометаллургия с применением ионитов. - М.: Металлургия, 1964. - С. 210-219.
5. Шахно И. В., Шевцова З. Н., Федоров П. И., Коровин С. С. Химия и технология редких и рассеянных элементов. Т. 2. - М.: Высшая школа, 1964. - С. 117-119.
6. Рябчиков Д. И., Рябухин В. А. Аналитическая химия РЗЭ и иттрия. - М.: Наука, 1966. - С. 110-114.
7. Санакулов К. С., Петухов О. Ф., Золотарев Ю. П., Каримов А. К., Рузиев Б. Т., Сапа-ров А. Б. Патент Республики Узбекистан № IAP 05479 от 12.06.2015 года. Способ комплексной переработки черносланцевых руд.
8. Гедгагов Э. И., Тарасов А. В., Гиганов В. Г. Лунькова М. А. Разработка инновационной сорбционно-экстракционной технологии получения соединений РЗМ // Цветные металлы. - 2017. - № 8. - С. 50-55.
9. Смирнов Д. И., Молчанов Т. В., Водолазов Л. И., Пеганов В. А. Сорбционное извлечение РЗЭ, иттрия и алюминия из красных шламов // Цветные металлы. - 2002. - № 8. -С. 64-69.
10. Степанов С. И., Чекмарев А. М. Разделение редкоземельных элементов. - М.: РХТУ им. Менделеева, 2016. - С. 29.
11. Поляков Е. Г., Нечаев А. В., Смирнов А. В. Металлургия редкоземельных элементов. - М.: Металлургиздат, 2018. - С. 129.
12. Arenas L. F., Ponce de Leon C., Walsh F. C. Electrochemical redox processes involving soluble cerium spies // Electrochimica Acta. 2016. Vol. 205. Pp. 226-247.
13. Larsson K., Binnemans K. Separation of rare earth by split - anion extraction // Hydro-metallugy. 2015. Vol. 156. Pp. 206-214.
14. Krishnamurthy N., Gupta C. K. Extractive metallurgy of rare earths, 2-nd ed. Boca Raton, London, New York, Washington, D.C.: CRC Press, 2015. 869 p.
15. Черняк А. С. Химическое обогащение руд. - М.: Недра, 1987. - 163 с.
16. Wang L, Huang X., Yu Y., Zhao L, Wang C., Feng Z, Cui D., Long Z. Towards cleaner production of rare earth elements from bastnaesite in China // Journal of Cleaner Production. 2017. Vol. 165. Pp. 231-242. EES
REFERENCES
1. Sanakulov K. S., Petukhov O. F., Sharafutdinov U. Z. Rare metals - innovative resource NMMK. Mountain Bulletin of Uzbekistan. 2018, no 4, pp. 57-61. [In Russ].
2. Villani F. M. Redkozemelnye elementy. Tekhnologiya i primenenie [Rare earth elements. Technology and application], Moscow, Metallurgiya, 1985.
3. Aymbetova I. O., Ustimov A. M., Bakhov Zh. K., Seysenbaev A. E., Tulekbaeva A. K. What to extract rare earth metals from technogenic solutions of uranium industry. The rare earth. 2014, no 3, pp. 126-131. [In Russ].
4. Plaksin I. N., Tetaru S. A. Gidrometallurgiya s primeneniem ionitov [Hydrometallurgy with using ion - change resins], Moscow, Metallurgiya, 1964, pp. 210-219.
5. Shakhno I. V., Shevtsova Z. N., Fedorov P. I., Korovin S. S. Khimiya i tekhnologiya redkikh i rasseyannykh elementov. T. 2 [Chemistry and technology rare and rare earth elements. Vol. 2], Moscow, Vysshaya shkola, 1964, pp. 117-119.
6. Ryabchikov D. I., Ryabukhin V. A. Analiticheskaya khimiya RZE i ittriya [Analytical chemistry rare earth elements and yttrium], Moscow, Nauka, 1966, pp. 110-114.
7. Sanakulov K. S., Petukhov O. F., Zolotarev Yu. P., Karimov A. K., Ruziev B. T., Sapa-rov A. B. Patent IAP 05479, 12.06.2015.
8. Gedgagov A. I., Tarasov A.v., Giganov V. G. Lunkova М. А. Development innovative sorption and extract technologies of getting rare earth elements. Tsvetnye Metally. 2017, no 8, pp. 50-55. [In Russ].
9. Smirnov D. I., Molchanov Т. V., Vodolazov L. I., Peganov V. A. Sorption extraction of REE, yttrium and aluminum from red slurries. Tsvetnye Metally. 2002, no 8, pp. 64-69. [In Russ].
10. Stepanov S. I., Chekmarev A. M. Razdelenie redkozemel'nykh elementov [Separation of rare earth elements], Moscow, RKHTU im. Mendeleeva, 2016, pp. 29.
11. Polyakov E. G., Nechaev A. V., Smirnov A. V. Metallurgiya redkozemel'nykh elementov [Metallurgy rare earth elements], Moscow, Metallurgizdat, 2018, pp. 129.
12. Arenas L. F., Ponce de Leon C., Walsh F. C. Electrochemical redox processes involving soluble cerium spies. Electrochimica Acta. 2016. Vol. 205. Pp. 226-247.
13. Larsson K., Binnemans K. Separation of rare earth by split - anion extraction. Hydrometallugy. 2015. Vol. 156. Pp. 206-214.
14. Krishnamurthy N., Gupta C. K. Extractive metallurgy of rare earths, 2-nd ed. Boca Raton, London, New York, Washington, D.C.: CRC Press, 2015. 869 p.
15. Chernyak A. S. Khimicheskoe obogashchenie rud [Chemical benefication of ores], Moscow, Nedra, 1987, 163 p.
16. Wang L., Huang X., Yu Y., Zhao L., Wang C., Feng Z., Cui D., Long Z. Towards cleaner production of rare earth elements from bastnaesite in China. Journal of Cleaner Production. 2017. Vol. 165. Pp. 231-242.
ИНФОРМАЦИЯ ОБ АВТОРАХ
Петухов Олег Федорович1 - д-р техн. наук, заместитель начальника ЦНИЛ НГМК по урану и РЗМ, e-mail: o.petuhov@ngmk.uz.
Рузиев Бахтиер Толипович1 - начальник геотехнологической лаборатории по урану ЦНИЛ НГМК,
Шарафутдинов Улугбек Зиятович1 - канд. техн. наук, доцент, начальник инновационного центра НГМК, 1 Навойский горно-металлургический комбинат, Навои, Узбекистан.
Для контактов: Петухов О.Ф., e-mail: o.petuhov@ngmk.uz.
INFORMATION ABOUT THE AUTHORS
O.F. Petukhov1, Dr. Sci. (Eng.), Deputy Head of Central Scientific
Research Laboratory on Uranium and Rare Earth Elements,
e-mail: o.petuhov@ngmk.uz.
B.T. Ruziev1, Head of Treasury for Uranium,
Central Scientific Research Laboratory,
U.Z. Sharafutdinov1, Cand. Sci. (Eng.), Assistant Professor,
Head of the Innovation Center,
1 Navoi Mining and Metallurgical Combinat, Navoi, Uzbekistan. Corresponding author: O.F. Petukhov, e-mail: o.petuhov@ngmk.uz.
Получена редакцией 10.03.2020; получена после рецензии 04.05.2020; принята к печати 10.12.2020. Received by the editors 10.03.2020; received after the review 04.05.2020; accepted for printing 10.12.2020.
