Министерство образования и науки РФ Государственное образовательное учреждение высшего профессионального образования Национальный исследовательский Томский политехнический университет Курс профессиональной переподготовки Технологии урановых добывающих и перерабатывающих предприятий

Выщелачивание урановых руд к.т.н., доцент кафедры ХТРЭ Николай Степанович Тураев

Для отработки высококарбонатных руд разработана кислотно- бикарбонатная схема (миниреагентная схема). В пласт подается только такое количество серной кислоты, чтобы в результате реакции ее с карбонатами кальция и магния образовалось необходимое для растворения урана количество раствора бикарбонатов кальция и магния: Одновременно с кислотой в пласт вводится воздух или кислород, необходимые для окисления четырехвалентного урана. При кислотно-бикарбонатной схеме удельный расход серной кислоты составляет всего 1–2,5 кг/т горнорудной массы (ГРМ), а при кислотной схеме 9–12 кг H2SO4/ кг ГРМ. Степень извлечения урана 80%. Но скорость карбонатного выщелачивания в 1,5–3 раза ниже, чем при кислотном. Отработка блока заканчивается при Ж:Т=5–10, поэтому концентрация урана в продукционных растворах мала.

При наличии в пластовых водах бикарбонатов кальция и магния уран можно извлекать без введения кислоты при использовании только окислителя (кислород). Одним из вариантов этой технологии является так называемый безреагентный метод, состоящий в закачке в рудоносный горизонт кислорода воздуха, выдержке пласта в течение определенного времени и последующей откачке продуктивных растворов. На месторождении Южный Букинай (Узбекистан) применен способ ПСВ с использованием технического кислорода (100– 150 мг/л) и природного бикарбонат-иона подземных вод (200 мг/л) с постепенным доведением концентрации бикарбонат иона до 600–700 мг/л за счет его поступления с «маточниками» сорбции с добавкой растворов перезарядки ионита из карбонатной формы в бисульфатную. Степень извлечения урана из пласта составила 70–80%. Себестоимость добычи урана этим методом на 20–25% ниже, чем при сернокислотном варианте.

При отработке блоков соблюдается баланс закачки и откачки. Для уменьшения миграции выщелачивающих растворов часто (особенно в конце отработки) объем откачиваемого раствора на 1% больше объема закачиваемого раствора. Таким образом, предпочтительней захватить вместе с откаченным раствором часть грунтовых вод во избежание выхода продукционного раствора за пределы блока. Для проверки возможных нарушений режима отработки блока он окружается сетью контрольных скважин (6–8% от числа технологических скважин).

Подземное выщелачивание в скважинном варианте (ПСВ) можно осуществить и в скальных породах, если они обладают трещинной проницаемостью. В этом случае урановое оруденение должно быть приурочено к открытым трещинам и представлено легко вскрываемыми урановыми минералами. При этом в качестве минимально необходимых гидрогеологических параметров принимаются величина коэффициента фильтрации массива не менее 0,5 м/сутки, пористости не менее 5%. При меньших значениях этих параметров искусственное повышение проницаемости рудных залежей осуществляется с помощью буровзрывной технологии.

Важным техническим мероприятием при применении таких вариантов систем ПСВ является создание в подошве отрабатываемой рудной залежи дренажного горизонта и непроницаемого экрана с помощью полиэтиленовых пленок, твердеющих жидких веществ (цементные растворы, синтетические смолы, жидкое стекло и т.п.). ПСВ в скальных породах проводилось на урановых месторождениях Брюнсо во Франции и Книктал в Северном Таджикистане. Схема отработки месторождения Книктал приведена на следующем слайде. Месторождение Книктал представлено забалансовыми штокверковыми рудными телами (вертикальными жилами) в сильнотрещиноватых обводненных гранитах. Уран добывался с использованием естественной проницаемости пород. Один из блоков месторождения отрабатывался следующим образом. На штольневом горизонте по простиранию рудных тел пройден штрек, из которого с интервалом 5-10 м пробурены вверх слабо наклонные дренажные скважины.

Схема опытного участка месторождения с трещинной проницаемостью руд 1 – сорбционная колонна; 2 - десорбционная колонна; 3 – емкость для продуктивных растворов; 4 – емкость-смеситель; 5 - емкость для рабочих растворов; 6 - емкость для реагента; 7 – отстойник; 8 – скважины нагнетательные, пробуренные с поверхности; 9 – скважины разгрузочные подземные; 10 – скважины подземные нагнетательные; 11 – насос; 12 – хвостохранилище; 13 – скважина вентиляционная; 14 – трубопровод рабочих растворов; 15 - трубопровод продуктивных растворов, 16 – автоцистерна для транспортировки товарного регенерата на ГМЗ.

С поверхности месторождения, расположенного в 200–250 м выше от горизонта штольни, пробурены ряды закачных скважин. Чтобы избежать каналирования растворов, закачные скважины не добуривались до горизонта штольни на 25–30 м. Выщелачивающий реагент подавался в закачные скважины под напором, фильтровался через рудоносные трещиноватые граниты и улавливался на горизонте штольни штреком и дренажными скважинами. Концентрация урана в продукционных растворах составляла 30–100 мг/л. Блок успешно отработан за 4 года. При неглубоком залегании рудных тел, требующих создания искусственной проницаемости, рудные тела вскрываются стволами шахт или штольнями, подготавливаются для выщелачивания с помощью буровзрывных работ, выщелачивающий реагент подается через закачные скважины, пробуренные с поверхности. На месторождении Брюнсо при отработке забалансовых (для горной добычи) руд ежесуточно получали до 90 м 3 продуктивных растворов с содержанием урана 280–350 мг/л.

РАЗДЕЛЕНИЕ ТВЕРДОЙ И ЖИДКОЙ ФАЗ

Введение Во многих местах рассмотренных выше схем переработки руд мы встречались с необходимостью разделения твердой и жидкой фаз – обезвоживанием. Так, верхний слив классификаторов, работающих в замкнутом цикле с шаровыми мельницами, содержит 10–40% масс. твердой фазы. Следовательно, нужно удалить часть воды путем сгущения. После выщелачивания необходимо отделить продукционный раствор от твердой фазы, а затем отмыть отбрасываемую твердую фазу от смачивающего ее продукционного раствора. Это потребует многократного повторения операции обезвоживания, а в дальнейшем приходится проводить осаждение ценного компонента из растворов, товарных регенератов, реэкстрактов с отделением маточных растворов от концентрата.

Процесс обезвоживания осуществляется путем последовательного проведения сгущения, фильтрации и сушки или части из этих операций. В первичной переработке руд мы чаще встречаемся со сгущением и фильтрацией. Процесс сушки имеет место только в конце технологической схемы, где он является частью процесса прокаливания концентрата. Сгущение применяется тогда, когда в пульпе содержится много жидкости. В результате сгущения получается пульпа с влажностью 40–50%. При большом содержании твердой фазы применяется фильтрация, в результате которой можно получить продукт с влажностью 7–30%.

СГУЩЕНИЕ Процесс сгущения состоит в том, что часть жидкости отделяется от твердого материала вследствие осаждения твердых частиц в отстойниках или сгустителях под действием силы тяжести. Скорость осаждения граничного зерна W ос ( размером в несколько микрометров) определяется по уравнению Стокса для не шарообразных частиц Это скорость свободного падения, когда твердые частицы находятся далеко друг от друга. Это выполняется при содержании твердой фазы 4–8% масс. При большем содержании твердой фазы соседние частицы мешают свободному падению, скорость осаждения уменьшается тем больше, чем больше содержание твердой фазы.

Скорость стесненного падения можно определить из уравнения: где – объемная доля твердой фазы, х – массовая доля твердой фазы, сусп и тв – плотности суспензии и твердой фазы соответственно. В концентрированных пульпах скорость осаждения крупных частиц уменьшается близлежащими мелкими частицами, а скорость осаждения мелких частиц увеличивается вследствие того, что близлежащие крупные частицы увлекают их за собой. Происходит выравнивание скоростей осаждения крупных и мелких частиц и при некоторой концентрации твердой фазы, самостоятельной для различных пульп, наступает консолидированное осаждение, когда мелкие и крупные частицы осаждаются с одинаковой скоростью. Значение ее можно определить только экспериментально.

Процесс сгущения осуществляется или в отстойниках (аппараты с периодической разгрузкой) или в сгустителях – аппаратах с непрерывной разгрузкой сгущенной пульпы и верхнего (чистого) слива. В промышленности широко применяются сгустители Дорра с центральным и периферическим приводами гребков Сгуститель Дорра 1 – цилиндрический резервуар; 2 – кольцевой разгрузочный желоб; 3 – гребки; 4 – загрузочный стакан.

Исходная пульпа подается в центральный загрузочный стакан. Твердая фаза осаждается вниз и гребками сдвигается к центральному разгрузочному патрубку, откуда выводятся сгущенная пульпа с содержанием твердой фазы 50–60% масс. В верхней части сгустителя восходящие потоки осветленной жидкости двигаются по направлению к кольцевому разгрузочному желобу чистого слива. Производительность сгустителя определяется поверхностью зеркала жидкости, глубина сгустителя не влияет на скорость осаждения твердых частиц и на производительность, но зато она влияет на продолжительность и полноту осаждения, а следовательно, на чистоту слива сгустителя: чем глубже сгуститель, тем слив чище.

Необходимая поверхность сгустителя определяется из следующего условия: чтобы твердая частица не увлекалась восходящим потоком жидкости к разгрузочному кольцевому желобу, скорость осаждения ее должна быть больше, в крайнем случае равна, скорости восходящего потока жидкости: где V ж – объем верхнего слива, м 3 /с; F – поверхность зеркала жидкости, м 2 ; G ж, G сусп, G сг.прод. – массовый расход верхнего слива, исходной суспензии, нижнего сгущенного продукта, соответственно. В сгустителях практически вся твердая фаза уходит в нижний сгущенный продукт, поэтому если x 1 - массовая доля твердой фазы в исходной суспензии, x 2 - массовая доля твердой фазы в сгущенном продукте, тогда

Скорость осаждения определяется по уравнению Стокса для граничного зерна, то есть зерна минимального размера, которое еще осаждается. Так как все расчеты проведены для спокойного осаждения, чего не бывает в реальных условиях, то в формулу вводят эмпирический поправочный коэффициент 1,33 и тогда поверхность зеркала сгустителя определяется уравнением:

При расчете необходимо следить за соответствием размерности вводимых единиц: если производительность по суспензии задана в тоннах в час, то нужно или пересчитать G сусп в кг/с, или подставлять плотность жидкости в т/м 3, а W ос – в м/час. В промышленности работают сгустители диаметром от 2 до 18 м при центральном приводе гребков и от 15 до 30 м – при периферическом приводе. Высота чана сгустителя обычно составляет 2–4 м, скорость вращения вала – 3–30 об/час. При исходном содержании твердой фазы 5–20% сгуститель дает нижнюю пульпу с содержанием твердой фазы 50–60%. При малой высоте сгустители занимают большую площадь, а при суровом климате необходимо размещать их в здании, что увеличивает капитальные затраты. Для уменьшения площади в некоторых случаях применяют многоярусные сгустители.

Большой выигрыш дает увеличение диаметра граничного зерна путем применения флокулянтов, способствующих слипанию мелких частиц в крупные флокулы. В качестве флокулянтов используются натуральный и синтетический клей при расходе 180–340 г на тонну твердой фазы, а также полиакриламид (сепаран) с расходом 50–150 г/т. Коагуляцию коллоидных частиц обеспечивают прибавлением электролита, способствующего снятию с коллоидных частиц двойного электрического слоя, препятствующего их слипанию. В качестве электрокоагулянта чаще всего используют известь, тем более, что она часто добавляется в системы для нейтрализации кислотности.

СГУЩЕНИЕ С ПРИМЕНЕНИЕМ ГИДРОЦИКЛОНОВ Гидроциклоны могут заменять гидравлические классификаторы, работая в замкнутом цикле с шаровыми или стержневыми мельницами. Их часто используют для сгущения верхних сливов классификаторов, а также для удаления шламов, чтобы облегчить процесс флотации или гравитационного обогащения. Гидроциклоны применяют также для классификации выщелоченных пульп, песковую часть этих пульп после противоточной отмывки от урансодержащего раствора удаляют на отвальное поле, а верхний слив гидроциклонов направляют на ионообменное извлечение урана.

Схема гидроциклонов и основных потоков в нем: 1 – питающий патрубок; 2 – цилиндрическая часть гидроциклона 3 – коническая часть гидроциклона; 4 – верхний сливной патрубок; 5 – песковая насадка; а – центральный воздушный столб; б – наружный нисходящий поток; в - внутренний нисходящий поток; г – внутренний восходящий поток.

Исходная пульпа под давлением (2,5–3) атм. подается тангенциально в цилиндрическую часть гидроциклона. При оптимальной работе внутри гидроциклона образуется центральный воздушный столб, давление в котором ниже атмосферного. Под влиянием центробежной силы твердые частицы отбрасываются к внутренней поверхности конуса (угол 15–40 о ) и с нисходящим потоком выводятся через нижнюю песковую насадку. Осветленная жидкая фаза движется по внутреннему восходящему потоку и отводится через верхний патрубок. Гидроциклоны обеспечивают большую удельную производительность, чем гидравлические классификаторы, так как центробежная сила в гидроциклоне в сотни раз больше силы тяжести.

Центробежный фактор разделения (отношение центробежного ускорения к ускорению силы тяжести) для гидроциклона вычисляется по уравнению: – угловая скорость вращения, радиан/с, лин – линейная скорость движения пульпы, м/с, r – радиус гидроциклона, м. При лин = 15 м/с, r=0,15 м, Гидроциклон диаметром 300 мм обеспечивает производительность по пульпе 20–30 м 3 /час и заменяет гидравлический классификатор с размером корыта 2 м 7 м.

Гидроциклоны могут использоваться для переработки пульп с содержанием твердой фазы 1–33% масс. Нижний слив гидроциклона содержит 60–65% масс. твердой фазы, верхний слив до – 1% масс. твердой фазы. Гидроциклоны работают в паре с центробежным насосом, который должен обеспечить давление питания 2,5–3 атм. Расход энергии при этом составляет 360– 2000 Дж/м 3 пульпы. Размеры питающего, нижнего и верхнего патрубков связаны с диаметром гидроциклона и друг с другом. Обычно d пит =(0,17-0,20)D (D – диаметр гидроциклона), d верх =(1- 2)d пит, d нижн =0,4d верх. Расчет гидроциклона сводится к подбору по двум параметрам: производительности (Q, м 3 /сек) и диаметру граничного зерна (, микрометры). Производительность можно определить по преобразованной формуле Романкова: где линейные размеры в метрах, сусп - плотность суспензии, кг/м 3 ; Р – напор питания, Н/м 2.

Размер граничного зерна определяется по эмпирическому уравнению: h – высота гидроциклона, м, – диаметр граничного зерна, мкм. Нужно учитывать, что для устойчивой работы гидроциклона необходимо обеспечить постоянными производительность, содержание твердой фазы и размер твердых частиц в пульпе. С увеличением диаметра гидроциклона, следовательно, с повышением его производительности, точность классификации падает.

ФИЛЬТРАЦИЯ Процесс фильтрации основан на задерживании твердых частиц суспензии пористыми перегородками и самим осадком. Жидкость проходит через поры фильтра и осадка. По мере накопления осадок удаляется. Скорость фильтрации определяется уравнением: здесь F – поверхность фильтрации, м 2 ; h – высота слоя осадка; – удельное сопротивление осадка: = Р при F=1 м 2, h=1 м, =1 Па с, d /d =1 м 3 /с Р - рабочая разность давлений; - коэффициент динамической вязкости жидкости; - объем фильтрата; - время фильтрации. При постоянных h, и

Для фильтрации применяются фильтры двух типов: 1.Вакуум – фильтры, в которых рабочая разность давлений получается за счет создания вакуума за фильтрующей перегородкой; 2. Друк-фильтры, в которых рабочая разность давлений создается путем увеличения давления перед фильтрующей перегородкой.

Вакуум – фильтры Поскольку в вакуум-фильтрах рабочая разность давлений не может превышать одной атмосферы, а в фильтрах, работающих под давлением, мы можем создать перепад в 5–12 атмосфер, то всегда такие фильтры имеют большую производительность (при прочих одинаковых условиях). Поэтому барабанные и дисковые вакуум-фильтры применяются для фильтрации суспензий с низким удельным сопротивлением осадка, то есть при больших размерах частиц твердой фазы. Например, при кислотном выщелачивании размер частиц руды составляет 0,15–0,3 мм, а при карбонатном – 0,07–0,15 мм, то есть частицы сравнительно крупные. Поэтому барабанные и дисковые вакуум-фильтры дают удельную производительность 3–10 т/м 2 в сутки при фильтрации кислых пульп и 1,5–3 т/м 2 в сутки при фильтрации карбонатных пульп.

Циклограмма работы барабанного вакуумного фильтра непрерывного действия

Барабан вакуум-фильтра представляет собой полый цилиндр сварной конструкции, разделенный по длине на отдельные секции. Боковая поверхность барабана покрыта перфорированными листами, на которые натянута фильтрующая ткань, которая плотно прижимается к поверхности барабана. Барабан на одну треть погружен в корыто с суспензией. Корыто фильтра имеет переливную трубку, обеспечивающую постоянство уровня жидкости. Оседание твердых частиц на дно корыта предотвращается мешалкой маятникового типа, которая производит до 20 качаний в минуту. Основными операциями рабочего цикла аппарата являются фильтрация, промывка, подсушка, съем и продувка осадка. Под действием вакуума фильтрат проникает в ячейки, а осадок остается на поверхности барабана, причем слой его может достигать толщины 10–40 мм. Осадок промывается водой на этом же фильтре. При движении ячеек от места выхода из суспензии до момента съема осадка продукт, под действием вакуума несколько подсушивается, а затем отдувается сжатым воздухом. Осадок снимается с барабана специальным ножом.

В качестве фильтрующих материалов используют различные типы волокон. Для нейтральных и слабощелочных сред при температуре до 80 о С и для слабокислых до 40 о С применяют хлопчатобумажные ткани – бельтинг и фильтродиагональ. Для сильнокислых сред используют шинельное сукно, полихлорвинил и другие синтетические ткани. Суточная производительность вакуум-фильтров зависит от свойств осадков и колеблется в пределах 0,2–1,2 т/м 2, остаточное содержание влаги в осадке составляет 15–40%.

Друк-фильтры, Для фильтрации вязких пульп (осадок гидроксида железа и др.) и быстроиспаряющихся жидкостей применяют фильтры, работающие под давлением. Чаще всего это рамные фильтр-прессы, обеспечивающие высокую скорость фильтрации, так как применяется давление пульпы до 10 атмосфер. Схема работы фильтр-пресса а) при фильтрации; б) при промывке; 1 – плита; 2 – рама; 3 – промывная плита.

После фильтрации и промывки рамы и плиты раздвигаются, осадок сваливается в приемный бункер. После этого фильтр собирают вновь и цикл повторяется. Суммарная фильтрующая поверхность фильтр-прессов достигает 100 м 2 и более. Суточная производительность их по твердому значительно ниже, чем у вакуум-фильтров, не превышая 100–200 кг/м 2. Большим недостатком их является периодичность работы, большие трудовые затраты при его разборке и выгрузке осадка. Его применяют в качестве контрольного фильтра при малом содержании твердой фазы.

Существуют фильтры непрерывного действия, работающие под давлением. Схема фильтра непрерывного действия, работающего под давлением

ОТМЫВКА ТВЕРДОЙ ФАЗЫ ОТ ПОЛУЧЕННОГО ПРИ ВЫЩЕЛАЧИВАНИИ РАСТВОРА

После завершения процесса выщелачивания необходимо отделить товарный раствор от остатков рудной массы. В зависимости от способа разделения отделенная твердая фаза удерживает определенное количество раствора. Так при сгущении влажность сгущенного продукта составляет 40–50%, влажность осадка при фильтрации составляет 20–30% (относительно влажного осадка). Осадок смочен товарным раствором урана, поэтому потери уже водо-растворенного урана будут равны отношению объема раствора, смачивающего осадок, к объему раствора при выщелачивании. Так, если при выщелачивании отношение Т:Ж=1:1,5, то на 1 тонну руды приходится 1·Ж/Т=1,5 т раствора.

Система четырехступенчатой противоточной декантации

Все сгустители выдают сгущенную пульпу с одинаковым количеством жидкой фазы (например, 40%). Для уменьшения объема аппаратов выщелачивания выгоднее выщелачивать густые пульпы. Допустим, что исходная пульпа содержит такое же количество жидкой фазы, как и нижний продукт сгустителей. Для определения потерь водорастворенного урана составим материальный баланс по урану всех сгустителей, начиная с хвостового. Примем, что в каждом сгустителе достигается идеальное смешение. Тогда отношение количества урана, уходящего с верхним и нижним продуктами будет равно отношению объемов жидкой фазы в них. Примем коэффициент разжижения, здесь W – количество воды, поданной в последний сгуститель; G – количество раствора в сбросной пульпе.

Если потери водо-растворимого урана из хвостового сгустителя с нижним продуктом принять за х кг, то в верхнем сливе сгустителя D будет содержаться rх кг урана, а в нижнем сливе сгустителя С(х + rх) кг. Доля потерь 1 ступени составит: Материальный баланс сгустителя С по урану: у(приход из сгустителя В) + rх = х + rх + rх + r 2 х, у=х(1+r+r 2 ). Доля потерь двух ступеней Материальный баланс сгустителя В по урану: z(приход из сгустителя A) + rх + r 2 х = х + rх + r 2 х + rх + r 2 х + r 3 х, z= х + rх + r 2 х + r 3 х, доля потерь трех ступеней

Аналогично получим, что доля потерь урана при четырех ступенях составит При содержании твердой фазы в сгущенном продукте 60% масс. на 1 т твердой фазы приходится жидкой фазы. Есл, то. Мы получили 2 м 3 товарного раствора на 1 т руды при потерях водо-растворенного урана или 0,8%.

Такая система хороша для США, северная граница которых проходит на широте Киева, но непригодна для сибирских условий, так как требует больших капиталовложений для помещения четырех сгустителей в здание цеха. Если оставлять сгустители на открытом воздухе, то необходимо применять дополнительные меры по утеплению отдельных узлов сгустителя и трубопроводов для предотвращения их замерзания. В последнее время созданы сгустители больших размеров с центральным приводом гребков, способные работать при температурах до С, диметром 25, 30, 40, 50, 70 и 100 м. Они оснащены системами и устройствами для автоматического подъема и опускания грабельного механизма.

Модернизированы сгустители с периферическим приводом диаметром 25 м (П-25М) и 30 м (П-30М). Для российских условий, учитывая что разработан способ ионообменного извлечения урана из пульп, можно ограничиться частичным удалением твердой фазы (песковой фракции, наиболее сильно истирающей ионообменные смолы). Тогда мы можем заменить громоздкие сгустители на систему из четырех классификаторов с организацией противоточного движения песков и промывной жидкости. Для удаления и отмывки песков можно использовать и каскад из гидроциклонов. Схема противоточной отмывки песков

ВЫДЕЛЕНИЕ УРАНА ИЗ РАСТВОРОВ (ПУЛЬП) Для выделения урана из растворов можно использовать: 1) химическое осаждение; 2) ионообменные процессы; 3) экстракцию.

ХИМИЧЕСКОЕ ОСАЖДЕНИЕ УРАНА ИЗ РАСТВОРОВ Этот метод может быть применен лишь к хорошо осветленным растворам. При проведении осаждения стремятся к уменьшению потерь с маточными растворами, а также к освобождению от примесей. При выщелачивании получается два типа растворов: кислые и карбонатные с различным соотношением урана и примесей. ОСАЖДЕНИЕ УРАНА ИЗ КИСЛЫХ РАСТВОРОВ Для шестивалентного урана характерна амфотерность, причем и кислотные и основные свойства выражены довольно слабо. Поэтому соли уранила сравнительно легко гидролизуются (при pH=3,8–6), все соли урановых кислот нерастворимы. В силу этого наиболее простой способ выделения урана из кислых растворов – щелочное осаждение.

ОСАЖДЕНИЕ УРАНА ИЗ КИСЛЫХ РАСТВОРОВ ГИДРОКСИДОМ АММОНИЯ При обработке кислых растворов аммиаком значительная его часть расходуется на нейтрализацию остаточной кислотности: При достижении рН=3,8 начинается гидролиз уранилсульфата: В дальнейшем гидроксид уранила взаимодействует с аммиаком с образованием полиуранатов аммония: Суммарное уравнение осаждение диураната аммония:

Состав осадка переменный, он зависит от вида кислот, концентрации урана. При осаждении урана из разбавленных сернокислых растворов состав осадка близок к диуранату (M 2 O·2UO 3 ), из азотнокислых растворов осаждается тетрауранат аммония (NH 4 ) 2 U 4 O 13. При осаждении из концентрированных сернокислых растворов получается осадки сложного состава, например: Поэтому аммиак добавляют до рН=6–7. При этом одновременно с ураном осаждается значительная часть примесей в соответствии со значениями произведений растворимости гидроксидов и связанных с ними значениями рН осаждения.

Значения рН осаждения гидроксидов металлов При рН=6–7 большая часть примесей осаждается: