JP2014505171A - Ｎｂ又はＴａの少なくとも一元素と他のＵ又は希土類元素の少なくとも一元素の鉱石及び精鉱からの溶解及び回収 - Google Patents

Abstract

【課題】Ｎｂ又はＴａの少なくとも一元素と他のＵ又は希土類元素の少なくとも一元素の鉱石及び精鉱からの溶解及び回収。
【解決手段】本発明の主題は、主に、鉱石又は精鉱中に存在する、ニオブ及びタンタルから選択される少なくとも一元素と、他のウラン及び希土類元素から選択される少なくとも一元素を、好ましくはニオブ、タンタル、ウラン及び希土類元素を溶解する方法に関する。上記方法は、上記元素を含む材料を乾燥状態で又は水存在下で酸性焙焼剤と混合したものを焙焼して焼鉱を得る工程；及び、得られた焼鉱を水溶液中に溶解して、液体画分が三価鉄を少なくとも５０ｇ／ｌ、好ましくは少なくとも７０ｇ／ｌ、非常に好ましくは少なくとも１２０ｇ／ｌの濃度で含むスラリーを得る工程を有し、上記材料は、上記鉱石又は精鉱で構成されるか、あるいは、上記鉱石又は精鉱から得られた材料であり、上記酸性焙焼剤は、硫酸塩媒質における焙焼を可能とするものである。
【選択図】図１

Description

本発明は、鉱石及び精鉱を処理して、上記鉱石又は精鉱から、典型的には以下の元素：ニオブ（Ｎｂ）、タンタル（Ｔａ）、ウラン（Ｕ）及び希土類元素（ＲＥ）を定量的に抽出する方法に関する。

より詳しくは、本発明の主題は、鉱石又は精鉱中に存在する、ニオブ及びタンタルから選択される少なくとも一元素と、他のウラン及び希土類元素から選択される少なくとも一元素を溶解する方法、並びに、上記溶解した元素を回収する方法である。

本発明の溶解方法によれば、フッ化水素酸を用いることなく、特定の条件下で硫酸を用いて、ニオブ及び／又はタンタルと、ウラン及び／又は少なくとも１つの希土類金属（通常は複数の希土類元素が含まれ、本発明の方法によって溶解する）を定量的に溶解できる。上記溶解方法は、特に、選鉱できない若しくはある程度しか選鉱できない、又は、物理的処理では選鉱するのが難しい鉱石（例えば、粒子が細かい及び／又は風化したパイロクロア鉱石、なかでも鉄が非常に豊富なもの）を処理するのに好適であるという点で特に好ましい。

処理される鉱石又は精鉱中に上記元素が全て明らかに存在している場合、本発明の溶解方法は、これらの元素を溶解するのに好適である。ＮＴＵＲＥ（Ｎ：ニオブ、Ｔ：タンタル、Ｕ：ウラン、ＲＥ：希土類金属）の溶解、又は、ＮＴＵＲＥの鉱石若しくは精鉱の処理方法であると言える。

天然のニオブ及びタンタルは、パイロクロア、コルンブ石、タンタル石、コロンバイト−タンタライト（コルタン）、及び、ロパライト等の複合鉱物中に含まれていることが多い。これらの鉱物を含む鉱石又は精鉱は、更にウラン及び希土類元素を含み得る。

ニオブは、現在、パイロクロアの浮遊選鉱法をテルミット炉での高温冶金処理と組み合わせて主に生産されている（非特許文献１及び非特許文献２）。ニオブ及びタンタルの製造方法としては、上記方法に代わるものとして、本質的に、化学的に難溶性の鉱物相を含む精鉱（タンタル石やコロンバイト−タンタライト等）にフッ化水素酸を作用させる攻撃プロセスからなる方法が挙げられる（非特許文献３）。この文献には、フッ化水素酸に頼らずに硫酸を使用する方法も記載されている。この方法は、通常、酸又は硫酸化焙焼工程を必要とし、強酸媒質（Ｈ_２ＳＯ_４:３５ｗ／ｗ％超）（特許文献１及び非特許文献４）、又は、カルボン酸（特許文献２及び特許文献３）若しくはアンモニウムイオン（非特許文献５）を含む媒質にニオブ及び／又はタンタルを溶解する工程と組み合わせられる。

ウランに関しては、一般的に、場合によっては加圧しながら、化学的（酸）攻撃により鉱石又は精鉱から抽出される。

希土類元素に関しては、一般的に、物理的処理により選鉱して化学的攻撃を受けたモナザイト、バストネサイト、ゼノタイム又はロパライト鉱石から生産される。従って、現在、希土類元素の一部はバストネサイト及びロパライト精鉱を硫酸で焙焼して生産されている。代替法として、特許文献４には、特に希土類元素及びトリウムを回収する方法が記載されている。上記方法は、（ａ）濃硫酸及び鉄の存在下で希土類金属鉱石及び／又は希土類金属精鉱を焼鉱する工程（該焼鉱工程において、上記鉄は希土類元素及びトリウムを、水又は酸希釈液に可溶な物質に変換する上で有利に作用する）、並びに、（ｂ）得られた焼鉱を水又は希釈酸で浸出する工程を有する。上記従来技術文献には、鉱石又は精鉱を処理してニオブ及び／又はタンタルを抽出することは記載されていない。ニオブ及び／又はタンタルの抽出に関し、鉄濃度が高い浸出液については記載されていない。

特許文献５には、ヒンガン石精鉱を処理してランタン、ベリリウム、タンタル及びニオブを抽出する方法が記載されている。上記方法は、硫酸存在下で精鉱を焙焼する工程、及び、得られた焼鉱を水中に溶解する工程を有する。この文献には、得られたスラリー中に三価鉄が溶解して高含量で好適に存在していることは全く教示されていない。その実施例には、上記スラリー中の三価鉄溶解量が１１．６ｇ／ｌ（実施例１）及び１．１ｇ／ｌ（実施例２）であることが記載されている（これらの値は重量比Ｆｅ／（Ｎｂ＋Ｔａ）から算出されたものである）。

米国特許第３，０８７，８０９号明細書 中国特許出願公開第１，９０４，０９７号明細書 米国特許第２，４８１，５８４号明細書 中国特許出願公開第１，７２１，５５９号明細書 中国特許出願公開第１０１，４９２，７７１号明細書

Ｏｌｉｖｅｉｒａ Ｊ．Ｆ．，Ｓａｒａｉｖａ Ｓ．Ｍ．，Ｐｉｍｅｎｔａ Ｊ．Ｓ．，Ｏｌｉｖｅｉｒａ Ａ．Ｐ．Ａ．，"Ｋｉｎｅｔｉｃｓ ｏｆ Ｐｙｒｏｃｈｌｏｒｅ Ｆｌｏｔａｔｉｏｎ ｆｒｏｍ Ａｒａｘａ Ｍｉｎｅｒａｌ Ｄｅｐｏｓｉｔｓ"，Ｍｉｎｅｒａｌｓ Ｅｎｇｉｎｅｅｒｉｎｇ，Ｖｏｌ．１４，Ｎｏ．１，Ｊａｎｕａｒｙ ２００１，ｐｐ．９９−１０５（７） "Ａｒａｘａ ｎｉｏｂｉｕｍ ｍｉｎｅ"，Ｍｉｎｉｎｇ Ｍａｇａｚｉｎｅ，Ｆｅｂｒｕａｒｙ １９８２ Ｃ．Ｋ．Ｇｕｐｔａ，Ａ．Ｋ．Ｓｕｒｉ，"Ｅｘｔｒａｃｔｉｖｅ Ｍｅｔａｌｌｕｒｇｙ ｏｆ Ｎｉｏｂｉｕｍ（Ｃｈａｐｔｅｒ ２：Ｓｏｕｒｃｅｓ ａｎｄ ｔｈｅｉｒ ｔｒｅａｔｍｅｎｔ ｐｒｏｃｅｄｕｒｅｓ）"，ＣＲＣ Ｐｒｅｓｓ，Ｌｏｎｄｏｎ，ｐｐ．４９−６２ Ｆ．Ｊ．Ｋｅｌｌｙ，Ｗ．Ａ．Ｇｏｗ，"Ｔｈｅ ｐｒｏｄｕｃｔｉｏｎ ｏｆ ｈｉｇｈ−ｐｕｒｉｔｙ ｎｉｏｂｉｕｍ ｏｘｉｄｅ ｆｒｏｍ ｐｙｒｏｃｈｌｏｒｅ−ｐｅｒｏｖｓｋｉｔｅ ｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｅ"，Ａｎｎｕａｌ Ｇｅｎｅｒａｌ Ｍｅｅｔｉｎｇ，Ｍｏｎｔｒｅａｌ，Ａｐｒｉｌ，１９６４ Ａ．Ｉ．Ｋａｒｐｕｋｈｉｎ，Ｇ．Ｉ．Ｉｌ’ｉｎａ，Ｖ．Ｇ．Ｋｈａｒｌｏｖ，Ａ．Ｉ．Ｕｓｅｎｋｏ，Ｙｕ．Ｇ．Ｐｏｐｏｖ，"Ｉｎｄｕｓｔｒｉａｌ ｔｅｓｔｓ ａｎｄ ｉｎｔｒｏｄｕｃｔｉｏｎ ｏｆ ｔｈｅ ｓｕｌｐｈａｔｅ ｅｘｔｒａｃｔｉｏｎ ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙ ｆｏｒ ｔｈｅ ｐｒｏｃｅｓｓｉｎｇ ｏｆ ｌｏｗ−ｇｒａｄｅ ｔａｎｔａｌｕｍ−ｎｉｏｂｉｕｍ ｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｅｓ"，Ｔｓｖｅｔｎｙｅ Ｍｅｔａｌｌｙ／ｎｏｎ−ｆｅｒｒｏｕｓ ｍｅｔａｌｓ，１９８６，Ｖｏｌ．２７，Ｎｏ．１１，ｐｐ．６１−６２

このような状況に鑑み、本発明者らは、（ａ）硫酸等の従来の試薬を使用する（従って、フッ化水素酸は使用しない）攻撃（溶解）方法であって、（ｂ）選鉱できない若しくはわずかしか選鉱できない、又は、従来の物理的処理では選鉱するのが難しい鉱石であっても高い生産性を達成できる（元素、特にニオブ及び／又はタンタルを定量的に溶解できる）方法を模索し、見出した。

上記方法は、ニオブ及びタンタルから選択される少なくとも一元素を溶解する際に三価鉄イオンが有益に介入することに基づく。

第一の主題によれば、本発明は、ニオブ及びタンタルから選択される少なくとも一元素と、他のウラン及び希土類元素から選択される少なくとも一元素を溶解する方法に関するものであり、上記元素は鉱石又は精鉱中に存在している。上記方法は、当該鉱石又は精鉱中に共存するニオブ、タンタル、ウラン及び希土類元素（通常、複数の希土類元素が共存するが、希土類元素が一種だけの場合も含まれる）の溶解に使用することが好ましい。だが、上記鉱石又は精鉱に元々存在する元素のみを溶解するのも可能なことは極めて明らかである。なお、本発明の方法は、マンガン、チタン、トリウム等の他の含有される有価元素を溶解するのにも好適な全範囲に及ぶ能力を有するものである。

また、本発明に従って処理される鉱石又は精鉱は、それぞれ鉱石混合物又は精鉱混合物で構成され得るのは全く明らかである。また、処理される出発原料は、鉱石と精鉱の混合物で構成されてもよく、この混合物は、一般的に、その有価元素の含量に応じて当業者によって鉱石又は精鉱とみなされる。従って、本発明は、鉱石、精鉱及びその混合物から選択される出発原料を処理する方法（第一工程で上記元素を溶解し、第二工程で上記元素を回収する方法）に関すると言える。

精鉱の種類は特に限定されないが、なかでも、物理的濃縮により得られた鉱物学的精鉱、又は、化学的濃縮により得られた精鉱（浸出残渣等）が挙げられる。

本発明の溶解方法は、
所望の元素を含む材料を乾燥状態で又は水存在下で酸性焙焼剤と混合したものを焙焼して焼鉱を得る工程；及び、
得られた焼鉱を水溶液中に溶解して、液体画分が三価鉄を少なくとも５０ｇ／ｌ、好ましくは少なくとも７０ｇ／ｌ、非常に好ましくは少なくとも１２０ｇ／ｌの濃度で含むスラリーを得る工程を有し、
上記材料は、上記鉱石又は精鉱で構成されるか、あるいは、上記鉱石又は精鉱から得られた材料であり、上記酸性焙焼剤は、硫酸塩媒質における焙焼を可能とするものであることを特徴とする。

従って、本発明の方法は、連続して実施する２つの主要段階、すなわち、所望の有価元素（溶解させたい元素）を含む材料を焙焼する段階と、上記焙焼後に得られた焼鉱を溶解する段階とを有する。

被焙焼材料は、上記鉱石又は精鉱で構成され得る。また、上記材料は、上記鉱石又は精鉱から得られたものであってもよい。従って、上記材料は、（焙焼工程より前に）物理的に濃縮した上記鉱石若しくは精鉱、又は、浸出残渣（当該浸出工程は、焙焼工程より前に、物理的に濃縮されていてもよい上記鉱石又は精鉱に対して行われる）であってもよい。

被焙焼材料は、乾燥状態であっても水存在下であってもよい。なかでも、該材料はスラリー状、湿潤ケーキ状又は乾燥固体状であってもよい。

上記材料は、焙焼剤と（好ましくは十分に）混合される。上記焙焼剤は、硫酸塩媒質中での焙焼を可能とする酸性剤（Ｈ_２ＳＯ_４及び／又はＳＯ_３及び／又は少なくとも１つのアルカリ金属ピロ硫酸塩等）である。上述の通り、フッ化水素酸を添加する必要はない。焙焼段階では、所望の元素（Ｎｂ及び／又はＴａと、Ｕ及び／又は希土類元素）が定量的に攻撃される。

本発明の方法によれば、焙焼段階後に得られた焼鉱は、水溶液（概して水で構成される水溶液など）、又は、塩（アルカリ金属、アルカリ土類金属及び／又は遷移金属のリン酸塩及び／又は硫酸塩等）を含有する溶液に溶解することを特徴とする。このような塩含有溶液は、スラリーを得るために実施される工程で調製することが好ましく、該スラリーの（固液分離後に単離された）液体画分は少なくとも５０ｇ／ｌの濃度で三価鉄を含んでいる。上記濃度は少なくとも７０ｇ／ｌであることが好ましい。また、濃度は１００ｇ／ｌ以上、更には１２０ｇ／ｌであることが非常に好ましいが、鉄の析出を避けるため、通常は媒質への（鉄の）溶解限度、概して１５０ｇ／ｌ、を越えることはない。所望する有価元素の溶解濃度を最大限にするため、溶解に使用する水の量は制限されることが好ましく、できる限り少ないことが非常に好ましい。通常、水の量は焼鉱１ｋｇあたり０．５〜５Ｌである。５Ｌ／ｋｇ未満であることが好ましい。

このような条件下（イオン（特に三価鉄イオン）が濃縮された硫酸塩媒質）では、Ｎｂ及び／又はＴａが極めて定量的に溶解することが分かった。

スラリー中の鉄は、焼鉱由来であってもよいし、その少なくとも一部が焼鉱に添加されたものであってもよい（液体及び／又は固体（更には、鉄は溶解水溶液に添加されてもよい）として任意の原子価（系内では（ｉｎ−ｓｉｔｕ）、いずれの場合も硫酸鉄（ＩＩＩ）となる）で添加されてもよい）。鉄の供給源としては、特に、酸化物又は硫化物（例えば黄鉄鉱）、二価鉄又は三価鉄の塩（ＦｅＳＯ_４、Ｆｅ_２（ＳＯ_４）_３、ＦｅＰＯ_４等）、鉄若しくは金属鉄を含む溶液といった形態の鉱鉄石又は鉄鉱石精鉱が挙げられる。本発明者らの功績は、焼鉱を溶解する段階における鉄の存在により得られる重要な性質を示した点である。

上記焼鉱を溶解する段階は、種々の形態に従って実施できる。焼鉱は、溶解前に冷却して粉砕又は摩砕してもよい。また、焙焼炉から出した際の熱い状態でそのまま使用してもよい。通常は、室温から媒質の沸点の間、好ましくは８５℃から上記沸点よりわずかに低い温度の間の温度で限られた量の水溶液でスラリー化する。

焼鉱を溶解し終えたら、上記スラリー又は上記スラリーを固液分離した後に得られる液状物を、溶解有価元素（主にＮｂ及び／又はＴａ）を実質的に析出させることなく、（限られた倍率、通常は５倍以下で）希釈してもよい。ここでの希釈は、硫酸鉄（ＩＩＩ）等の溶解塩の結晶化を防ぐことを目的としている。上述の固液分離後に得られた焙焼浸出液中に存在するＮｂ及び／又はＴａは、（溶媒抽出法や選択的沈殿法等、種々の方法により）分離できる。得られた溶液は、本プロセスの前、第一焙焼段階の前において予備浸出段階（下記参照）で再利用するのが好ましい。ここでの再利用は２つの意味で好都合である。第一に、酸を再利用でき、第二に、分離されなかった有価元素を再利用できる。上述の通り、焙焼浸出液からＮｂ及び／又はＴａを分離すると記載はしているもの、当業者には明らかなように、必ずしも１００％の分離ではない。この「分離」及び「分離した」という語についての説明は、本明細書及び図面にわたって有効である。

鉄濃度が高いため、本発明の方法によれば、限られた遊離酸度：０．１Ｎ≦［Ｈ^＋］＜＜１５Ｎ、好ましくは１Ｎ≦［Ｈ^＋］≦６Ｎで所望の有価元素を溶解できる。

このような酸度条件であると、驚いたことに、ニオブ及び／又はタンタルが溶液中にとどまる。酸度が限定された媒質においては、通常、ニオブ及びタンタル硫酸塩がそれぞれ不溶性のニオブ酸（Ｎｂ_２Ｏ_５・ｎＨ_２Ｏ）（Ｐ．Ｐａｓｃａｌ，Ｒ．Ｒｏｈｍｅｒ，“ｏｘｙｄｅ ｄｅ ｎｉｏｂｉｕｍ ｐｅｎｔａｖａｌｅｎｔ ｈｙｄｒａｔｅ ｏｕ ｏｘｙｄｅ ｎｉｏｂｉｑｕｅ”，Ｎｏｕｖｅａｕ ｔｒａｉｔｅ ｄｅ ｃｈｉｍｉｅ ｍｉｎｅｒａｌｅ）（“ｐｅｎｔａｖａｌｅｎｔ ｎｉｏｂｉｕｍ ｏｘｉｄｅ ｈｙｄｒａｔｅ ｏｒ ｎｉｏｂｉｃ ｏｘｉｄｅ”，Ｎｅｗ Ｔｒｅａｔｉｓｅ ｏｎ Ｉｎｏｒｇａｎｉｃ Ｃｈｅｍｉｓｔｒｙ），Ｖｏｌ．ＸＩＩ，ｐ．４５４）及びタンタル酸（Ｔａ_２Ｏ_５・ｎＨ_２Ｏ）に加水分解されることを当業者は実際には認識していない。従って、鉄が存在しているのはとりわけ好適である。

本発明における焼鉱の溶解は、硫酸を添加することなく行うのが好ましい。なお、酸度を最適化するために補充物（ｍａｋｅ−ｕｐ）の硫酸を加えることを完全に排除するものではないが、いずれにしても、（例えば特許文献１にて推奨されているような）高酸性媒質中で本発明における焼鉱の溶解は行わない。

（より具体的には、鉱石の直接焙焼（事前浸出無し：下記参照）に続いて）焼鉱を溶解する際は、上記焼鉱に還元剤を少なくとも１つ、通常は１つ加えることが好ましい。溶解時には鉄が三価鉄の状態のままであることが望ましいため、上記還元剤を過剰量用いてはならない。この還元剤は特にマンガンの溶解に関して役割を担っている。このような還元剤としては、二酸化硫黄（ＳＯ_２）が好適である。

本発明の方法における焙焼段階は、酸焙焼又は硫酸化焙焼であってもよい。これらの焙焼法はいずれも当業者に公知である。前者は固液反応（被焙焼材料／Ｈ_２ＳＯ_４）であり、後者は気固反応（ＳＯ_３ガス（通常はＳＯ_２、Ｈ_２ＳＯ_４、少なくとも１つのアルカリ金属ピロ硫酸塩等から系内（ｉｎ ｓｉｔｕ）で生成させる）／被焙焼材料）である。

これら２種類の焙焼法について以下に記載するが、これらの情報に限定されない。

酸焙焼
通常は、１５０〜４００℃で、硫酸を用いて、被焙焼乾物燥物１ｔあたりのＨ_２ＳＯ_４量が１００〜３０００ｋｇ／ｔ、好ましくは５００〜１５００ｋｇ／ｔで実施する。よって、被焙焼材料に浸み込ませる酸性溶液は、酸と共に焙焼する材料の水分量に応じてＨ_２ＳＯ_４を３０〜９８％含む。溶液の沸点は通常は１０８〜３４０℃である。酸焙焼は沸点より低い温度で実施しても高い温度で実施してもよく、好ましくは２５０〜３００℃で実施する。ＮＴＵＲＥ（少なくとも複数種）を含む鉱物相は定量的に攻撃される（例えばパイロクロア相の９０％）。

その後、可溶性の金属硫酸塩が形成される。

鉱物相の金属酸化物は、以下の式：
ＭＯ_ｘ＋ｘＨ_２ＳＯ_４→Ｍ（ＳＯ_４）_ｘ＋ｘＨ_２Ｏ、
具体的には
・鉄：２ＦｅＯＯＨ＋３Ｈ_２ＳＯ_４→Ｆｅ_２（ＳＯ_４）_３＋４Ｈ_２Ｏ
・希土類元素（ＲＥ）：ＲＥ_２Ｏ_３＋３Ｈ_２ＳＯ_４→ＲＥ_２（ＳＯ_４）_３＋３Ｈ_２Ｏ
に従って硫酸で攻撃される。

Ｙａ．Ｇ．Ｇｏｒｏｓｈｃｈｅｎｋｏ（Ｊｏｕｒｎａｌ ｄｅ Ｃｈｉｍｉｅ Ｉｎｏｒｇａｎｉｑｕｅ，Ｖｏｌ．Ｉ，Ｎｏ．５，１９５６，ｐｐ．９０３−９０８）によれば、Ｎｂ_２Ｏ_５を硫酸と反応させると種々の硫酸化合物を形成できる。

Ｙａ．Ｇ．Ｇｏｒｏｓｈｃｈｅｎｋｏ（上記参照）及び特許文献２によれば、パイロクロア中に存在するニオブは１５０℃以上での焙焼中に攻撃されてＮｂ_２Ｏ_３（ＳＯ_４）_２を生じるとされている。

タンタルの場合の攻撃反応も同様であると考えられる。

硫酸化焙焼
通常は、４００〜７００℃、好ましくは４５０〜５５０℃で、三酸化硫黄（ＳＯ_３）ガス（二酸化硫黄（ＳＯ_２）の酸化、硫酸（Ｈ_２ＳＯ_４）の分解、又は、アルカリ金属ピロ硫酸塩（Ｍ_２Ｓ_２Ｏ_７（式中、Ｍ＝Ｎａ、Ｋ等））の分解により生成）を使用して実施する。

鉱物相の金属酸化物は、以下の式：
ＭＯ_ｘ＋ｘＳＯ_３（ｇ）→Ｍ（ＳＯ_４）_ｘ、
具体的には
・鉄：２ＦｅＯＯＨ＋３ＳＯ_３→Ｆｅ_２（ＳＯ_４）_３＋Ｈ_２Ｏ
・希土類元素（ＲＥ）：ＲＥ_２Ｏ_３＋３ＳＯ_３→ＲＥ_２（ＳＯ_４）_３
に従ってＳＯ_３ガスの作用で硫酸化される。

その後、可溶性の金属硫酸塩が形成される。

パイロクロア中のニオブは硫酸化焙焼中に攻撃されてＮｂ_２Ｏ_３（ＳＯ_４）_２を生じると考えられる。

タンタルの場合の攻撃反応も同様であると考えられる。

被焙焼材料（パイロクロア又は別の鉱物相）中に存在することが多いウラン及び希土類元素は、異なる原子価で存在してもよい。それらは、焙焼が終わると、濃縮した硫酸鉄（ＩＩＩ）媒質に可溶な形態に変換される。

本発明の方法における焙焼工程は、実際の手順がどうであれ、三価鉄の存在下で実施することが好ましい。

（溶解時に三価鉄が存在していること（上記参照）に加えて、）焙焼時に三価鉄が存在していると、ニオブ及び／又はタンタルを含む鉱物相、特にパイロクロアへの攻撃の際の収率が向上する。この収率向上は、通常、Ｆｅ／（Ｎｂ＋Ｔａ）モル比が２より大きくなるような鉄含量とするためには重要である。ここで言う比率は、当該材料中のＮｂ及びＴａ元素（明らかに存在している上記元素の少なくとも１つ）が一緒に又は別々に存在している状態に応じて、Ｆｅ／Ｎｂ、Ｆｅ／Ｔａ、又は、Ｆｅ／（Ｎｂ＋Ｔａ）と読み替えられるものと理解される。上記モル比Ｆｅ／（Ｎｂ＋Ｔａ）は、３．５より大きいことが好ましく、６より大きいことが非常に好ましい。

焙焼時に好適に存在する鉄分は、被焙焼材料（例えば、鉄鉱石からの部分的な浸出残渣（下記参照））に存在するものであってもよく、少なくとも一部が液体及び／又は固体として上記被焙焼材料に添加されたものであってもよい（鉱石又は精鉱の超微細物（「スライム」ともいう）の一部を前もって分離し投入することにより鉄を添加することもできる）。従って、鉄供給源は、固体及び／又は液体という種々の物理的状態をとることができ、どんな鉄の原子価であってもよい（焙焼条件下では、上記鉄は三価鉄の状態である）。なかでも、鉄供給源としては、酸化物又は硫化物（例えば黄鉄鉱）、二価鉄又は三価鉄の塩（例えば、ＦｅＳＯ_４、Ｆｅ_２（ＳＯ_４）_３、ＦｅＰＯ_４等）、鉄若しくは金属鉄を含む溶液といった形態の鉄鉱石又は鉄鉱石精鉱が挙げられる。鉄供給源がいずれの場合でも、上記鉄が三価鉄以外の原子価であれば、上記鉄は焙焼工程中に系内（ｉｎ ｓｉｔｕ）で酸化する。

従って、ＮＴＵＲＥ鉱石又は精鉱を処理するにあたって、焼鉱の溶解時、好ましくは焼鉱の焙焼及び溶解時に、Ｎｂ及びＴａの溶解を補助するものとして三価鉄が好適に存在することを示したのは、本発明者らの功績である。

また、本発明者らは、焙焼時にリン酸塩が好適に存在していることにも着目している。従って、本発明の方法に係る別の好ましい実施形態によれば、上記焙焼は、リン酸塩の存在下、好ましくはＰＯ_４／（Ｎｂ＋Ｔａ）モル比が２より大きく、非常に好ましくは６より大きい状態で実施され、上記リン酸塩は、被焙焼材料に元から存在していたもの、並びに／又は、少なくとも一部が液体及び／若しくは固体として上記被焙焼材料に添加されたものである。

上述の通り、被焙焼材料は、鉱石で構成されていてもよく（直接焙焼）、精鉱で構成されていてもよく（精鉱は事前濃縮後に得られる；本発明の方法を実施する上では、この場合も直接焙焼と言える）、これらの鉱石又は精鉱から得られた材料で構成されていてもよい（本発明の方法において焙焼工程よりも前に上記鉱石又は精鉱を処理する場合であれば、非直接焙焼と言える）。

従って、別の形態によれば、本発明の方法は、上記焙焼工程より前に、被処理鉱石又は精鉱を物理的に濃縮する工程及び／又は化学的に処理する工程を有する。

ここでの物理的濃縮は、固体材料を物理的に濃縮する従来の方法に基づいて実施できる。例えば、低磁力選鉱（磁性物質を取り除くため）であってもよいし、浮遊選鉱（シリカ浮選又はリン灰石浮選）であってもよい。

上記化学的処理は、好ましくは酸大気圧浸出、非常に好ましくは硫酸大気圧浸出を含む。よって、これらの浸出は、鉱石、精鉱、物理的に濃縮した鉱石、又は、物理的に濃縮した精鉱に対して実施できる。

上記浸出は、使用した酸、特に好ましくは硫酸の作用により、マトリックス（Ｆｅ、Ａｌ、Ｐ、Ｍｎ等、マトリックスの元素）を上流工程で溶解するのに好適である。上記浸出において、所望の有価元素（ＮＴＵＲＥ）は部分的にしか攻撃されない。これにより、焙焼に関与する材料を減らすことができる。この段階で、存在するウランの大部分が抽出される（典型的には６０〜８０％）。だが、ニオブ及び／又はタンタルについては、これらの元素が難溶性鉱物相（例えばパイロクロア）中にある場合、この浸出では定量的には溶解しない。

上記浸出は、以下に記載する２つの異なる形態のいずれかに従って実施することが好ましい。

具体的には、上記浸出は、
・一段階（「並流」という）；又は、
・二段階（「向流」という）で実施できる。二段階の場合、第一段階は、被浸出材料（鉱石又は精鉱）を添加することで、再利用された酸度が中和されて酸度が制限されることから「穏和な」段階と呼ぶ。第二段階は、酸が投入される段階であることから「攻撃的」段階と呼ぶ。

浸出剤は硫酸（Ｈ_２ＳＯ_４）であることが非常に好ましい。

すなわち、本発明の溶解方法は、上記焙焼工程より前に、
（Ａ）（添加した）硫酸の存在下、一段階で並流浸出（ここでの浸出は通常は１０〜１１５℃の温度で実施する）した後、固液分離して、浸出液（焙焼工程より前に回収され、所望元素の一部を含む）と被焙焼浸出残渣を得る工程；又は、
（Ｂ）（穏和な条件下（硫酸を加えないで））、再利用した酸の残留した液体（下記参照）の作用で被浸出材料を浸出した後、固液分離して、浸出液（上記焙焼工程より前に回収され、所望元素の一部を含む）と第一浸出残渣を得る第一浸出段階と、上記浸出残渣を硫酸の存在下（攻撃的条件下）で浸出後、固液分離して、被焙焼第二浸出残渣と、上記第一（穏和な）浸出段階で再利用されるのが好ましい酸の残留した液体（この第二浸出液は、そのままで再利用しても、含有する有価元素を少なくとも部分的に分離してから再利用してもよい（下記参照））とを得る第二浸出段階を有する二段階で向流浸出する工程を有することが好ましい。

上記事前浸出段階は、（酸の消費の最適化の点で）上記形態（Ｂ）で実施して、上記焙焼工程より前に、一方では「穏和な」浸出後に残留酸が制限された浸出液を得て、他方では「攻撃的」浸出後に被焙焼浸出残渣を得ることが好ましい。

形態（Ａ）で記載したように、Ｈ_２ＳＯ_４の存在下、一段階で並流浸出する場合、「三価鉄」条件又は「二価鉄」条件で実施できる。上記「三価鉄」及び「二価鉄」条件を以下に記載する。

「三価鉄」：
電位を５００ｍＶ Ａｇ／ＡｇＣｌ超、好ましくは６００ｍＶ／ＡｇＣｌ以上として、溶液中の二価鉄イオン量を制限する。

浸出剤は硫酸（Ｈ_２ＳＯ_４）である。

下記式：
２Ｆｅ（ＩＩＩ）ＯＯＨ＋３Ｈ_２ＳＯ_４→Ｆｅ（ＩＩＩ）_２（ＳＯ_４）_３＋４Ｈ_２Ｏ
２ＣａＡｌ_３（ＰＯ_４）（ＨＰＯ_４）（ＯＨ）_６＋１１Ｈ_２ＳＯ_４→
３Ａｌ_２（ＳＯ_４）_３＋２ＣａＳＯ_４・２Ｈ_２Ｏ＋８Ｈ_２Ｏ＋４Ｈ_３ＰＯ_４
に従って、脈石（例えばクランダライトと針鉄鉱の混合物）を浸出する。

三価鉄媒質中のＦｅを１モル攻撃すると１．５モルのＨ_２ＳＯ_４が消費され、クランダライト１モルの場合には５．５モルのＨ_２ＳＯ_４が消費される。

二酸化硫黄（ＳＯ_２）、又は、細分化された材料若しくは塊状材料（金属粉、廃物等）である金属（鉄、亜鉛、くず鉄等）などの還元剤（少なくとも１つ）を補充物として投入できる。還元剤は、処理される鉱石又は精鉱に存在し得る酸化マンガンを還元するのに好適な役割を担うと推測される。

「二価鉄」：
電位を５００ｍＶ Ａｇ／ＡｇＣｌ未満、好ましくは４５０ｍＶ Ａｇ／ＡｇＣｌ以下として、溶液中の三価鉄イオン量を制限する。

浸出剤は硫酸（Ｈ_２ＳＯ_４）である。二酸化硫黄（ＳＯ_２）が存在する場合、浸出剤は浸出剤としてと還元剤としての二重の役割を担う（下記参照）。二酸化硫黄（ＳＯ_２）、又は、細分化された材料若しくは塊状材料（金属粉、廃物等）である金属（鉄、亜鉛、くず鉄等）などの還元剤を（少なくとも）１つ添加すれば、媒質を還元できる。鉄は、下記式に従ってＦｅ_２ ^＋の形態で浸出される。
２Ｆｅ（ＩＩＩ）ＯＯＨ＋３Ｈ_２ＳＯ_４→Ｆｅ（ＩＩＩ）_２（ＳＯ_４）_３＋４Ｈ_２Ｏ （１）
Ｆｅ（ＩＩＩ） _２ （ＳＯ _４ ） _３ ＋ＳＯ _２ ＋２Ｈ _２ Ｏ→２Ｆｅ（ＩＩ）ＳＯ _４ ＋２Ｈ _２ ＳＯ _４ （４ａ）
２Ｆｅ（ＩＩＩ）ＯＯＨ＋Ｈ_２ＳＯ_４＋ＳＯ_２→２Ｆｅ（ＩＩ）ＳＯ_４＋２Ｈ_２Ｏ （４）

式（４ａ）で表す還元反応によって酸が再生できる。この際、二価鉄媒質中でＨ_２ＳＯ_４によって１モルのＦｅが攻撃されると（還元剤ＳＯ_２の存在下であってもよい）、１モルの酸（Ｈ_２ＳＯ_４とＳＯ_２）、すなわち三価鉄媒質中の場合よりも１／２モル少ない量が消費される。

ここで存在する三価鉄イオンは、ニオブ又は（及び（両方存在する場合））タンタルの溶解に関与するものであり（上記参照）、上記三価鉄イオンを二価鉄イオンに変換する際、上記ニオブ又は（及び）上記タンタルが析出し、その析出物を浸出、溶解すると、上記三価鉄イオンから二価鉄イオンへの還元が完了する。沸点近く、例えば９０℃超の温度で浸出すると、ニオブ又は（及び）タンタル元素の熱析出が促進されるので、これらの析出を更に改善できる。

続いて、二価鉄媒質中で浸出し、本プロセスの前から、Ｕ又は（及び）希土類元素に関してＮｂ又は（及び）Ｔａを分離することが好ましい。また、これによりマトリックス用浸出剤（例えばＨ_２ＳＯ_４とＳＯ_２）の消費を制限できる。

よって、上記形態（Ａ）に記載の浸出は、以下に述べる２つの異なる形態のいずれかに従って実施できる。
（Ａ１）電位が５００ｍＶ Ａｇ／ＡｇＣｌ超、好ましくは６００ｍＶ Ａｇ／ＡｇＣｌ以上で、（添加した）Ｈ_２ＳＯ_４の存在下及び補充物の少なくとも１つ（通常は１つ）の還元剤（二酸化硫黄（ＳＯ_２）、又は、細分化された材料若しくは塊状材料（金属粉、廃物等）である金属（鉄、亜鉛、くず鉄等）等）の任意存在下、一段階で並流浸出した後、固液分離して、三価鉄浸出液（焙焼工程より前に回収され、所望のＮＴＵＲＥ元素の一部を含む）と被焙焼浸出残渣を得る工程；又は、
（Ａ２）電位が５００ｍＶ Ａｇ／ＡｇＣｌ未満、好ましくは４５０ｍＶ Ａｇ／ＡｇＣｌ以下で、（添加した）Ｈ_２ＳＯ_４及び少なくとも１つ（通常は１つ）の還元剤（二酸化硫黄（ＳＯ_２）、又は、細分化された材料若しくは塊状材料（金属粉、廃物等）である金属（鉄、亜鉛、くず鉄等）等）の存在下、一段階で並流浸出した後、固液分離して、二価鉄浸出液（焙焼工程より前に回収され、ウラン及び／又は希土類元素を本質的に含有する）と、ニオブ及び／又はタンタルが濃縮された被焙焼浸出残渣を得る工程からなる形態。

同様に、上記形態（Ｂ）に記載の二段階での向流浸出は、以下に述べる２つの異なる形態のいずれかに従って実施できる。
（Ｂ１）電位が５００ｍＶ Ａｇ／ＡｇＣｌ超、好ましくは６００ｍＶ Ａｇ／ＡｇＣｌ以上で、Ｈ_２ＳＯ_４（再利用品、好ましくは第二浸出段階の再利用品）の存在下及び補充物の少なくとも１つ（通常は１つ）の還元剤（二酸化硫黄（ＳＯ_２）、又は、細分化された材料若しくは塊状材料（金属粉、廃物等）である金属（鉄、亜鉛、くず鉄等）等）の任意存在下で浸出後、固液分離して、三価鉄浸出液（焙焼工程より前に回収され、所望元素の一部を含有する）と第一浸出残渣を得る第一浸出段階と、電位が５００ｍＶ Ａｇ／ＡｇＣｌ超、好ましくは６００ｍＶ Ａｇ／ＡｇＣｌ以上で、Ｈ_２ＳＯ_４の存在下及び補充物の少なくとも１つ（通常は１つ）の還元剤（二酸化硫黄（ＳＯ_２）、又は、細分化された材料若しくは塊状材料（金属粉、廃物等）である金属（鉄、亜鉛、くず鉄等）等）の任意存在下、あるいは、電位が５００ｍＶ Ａｇ／ＡｇＣｌ未満、好ましくは４５０ｍＶ Ａｇ／ＡｇＣｌ以下で、Ｈ_２ＳＯ_４及び少なくとも１つ（通常は１つ）の還元剤（二酸化硫黄（ＳＯ_２）、又は、細分化された材料若しくは塊状材料（金属粉、廃物等）である金属（鉄、亜鉛、くず鉄等）等）の存在下で上記第一浸出残渣を浸出後、固液分離して、被焙焼第二浸出残渣と、上記第一浸出段階で再利用されるのが好ましい酸の残留した液体（三価鉄又は二価鉄浸出液）とを得る第二浸出段階を有する二段階で向流浸出する工程；又は、
（Ｂ２）電位が５００ｍＶ Ａｇ／ＡｇＣｌ未満、好ましくは４５０ｍＶ Ａｇ／ＡｇＣｌ未満で、Ｈ_２ＳＯ_４（再利用品、好ましくは第二浸出段階の再利用品）及び少なくとも１つ（通常は１つ）の還元剤（二酸化硫黄（ＳＯ_２）、又は、細分化された材料若しくは塊状材料（金属粉、廃物等）である金属（鉄、亜鉛、くず鉄等）等）の存在下で浸出後、固液分離して、二価鉄浸出液（焙焼工程より前に回収され、元々存在していればウラン及び希土類元素を本質的に含有する）と第一浸出残渣を得る第一浸出段階と、電位が５００ｍＶ Ａｇ／ＡｇＣｌ超、好ましくは６００ｍＶ Ａｇ／ＡｇＣｌ以上で、Ｈ_２ＳＯ_４の存在下及び補充物の少なくとも１つ（通常は１つ）の還元剤（二酸化硫黄（ＳＯ_２）、又は、細分化された材料若しくは塊状材料（金属粉、廃物等）である金属（鉄、亜鉛、くず鉄等）等）の任意存在下、あるいは、電位が５００ｍＶ Ａｇ／ＡｇＣｌ未満、好ましくは４５０ｍＶ Ａｇ／ＡｇＣｌ以下で、Ｈ_２ＳＯ_４及び少なくとも１つ（通常は１つ）の還元剤（二酸化硫黄（ＳＯ_２）、又は、細分化された材料若しくは塊状材料（金属粉、廃物等）である金属（鉄、亜鉛、くず鉄等）等）の存在下で上記第一浸出残渣を浸出後、固液分離して、ニオブ及び／又はタンタルが濃縮された被焙焼第二浸出残渣と、上記第一浸出段階で再利用されるのが好ましい液体（三価鉄又は二価鉄浸出液）とを得る第二浸出段階を有する二段階で向流浸出する工程からなる形態。上記第一浸出段階で再利用されるのが好ましい液体は、直接（そのまま）再利用してもよいし、含有するニオブ及び／又はタンタルを少なくとも部分的に分離してから（含有するニオブ及び／又はタンタルの少なくとも部分的な分離後に）再利用してもよい。上記分離は特に限定されないが、特に選択的析出又は溶媒抽出であってもよい。

従って、上述した各種形態（Ｂ１）及び（Ｂ２）は、それぞれ三価鉄条件（Ｂ１）、二価鉄条件（Ｂ２）で実施される第一浸出段階と、三価鉄又は二価鉄条件で実施される第二浸出段階とを有する。

このように酸と被浸出材料（鉱石又は精鉱）との間で採用される向流は、マトリックス含有物を溶解するのに必要な酸の消費を最適化するのに、またマトリックスの攻撃を最適化するのに特に好ましいことが分かる。

上述の記載から、事前浸出段階は上記形態（Ａ２）及び（Ｂ２）のいずれかに従って実施することが好ましく、それにより、上記焙焼工程より前に、一方では二価鉄浸出液（ウラン及び／又は希土類元素に富む）を、他方ではニオブ及び／又はタンタルに富む被焙焼浸出残渣が得られる。上記事前浸出段階は、形態（Ｂ２）に従って実施することが非常に好ましい。

上記被焙焼材料は、焙焼工程より前に粉砕することが好ましい。この粉砕は、有価元素を含む鉱物相と反応物とを接触しやすくして、材料の焙焼性を向上させることを目的としている。粉砕は、被焙焼塊が３０μｍ（すなわち粒子径３０μｍ以下）で１００％通過するように、好ましくは被焙焼塊が１５μｍ（すなわち粒子径１５μｍ以下）で１００％通過するように、非常に好ましくは被焙焼塊が１０μｍ（すなわち粒子径１０μｍ以下）で１００％通過するように実施することが好ましい。よって、ここでの粉砕は超微粉砕である。なお、超微粉砕を行わなくとも、いずれの場合でも、本発明の方法においては通常、粒子径７００ミクロン未満、好ましくは４００ミクロン未満の材料（通常は事前粉砕を行ったもの）に対して上記作業を実施する。

当業者であれば、本発明の方法において上記焙焼工程より前に行う上述の各任意段階のうち、もちろん少なくとも２つを実施する場合には、物理的濃縮、浸出、粉砕という順序で実施するのが好ましいと理解できる。

鉄鉱石又は鉄鉱石精鉱を本発明に従って処理する場合、上記鉱石又は精鉱をスライム除去してスライム（超微細物）を他の粒子と分離してもよい。このスライム除去はマイクロサイクロン（ｍｉｃｒｏｃｙｃｌｏｎｉｎｇ）により実施できる。粒子径のカットオフは、典型的には５〜２０μｍ、好ましくは５〜１０μｍである。回収したスライムの一部は、本発明に係る方法の下流工程（焼鉱の溶解及び／又は焙焼時）において鉄供給源として使用するのが好ましい。

上記の通り、本発明における焼鉱の溶解工程の後、溶解元素の析出を防ぐために限られた倍率（通常は５倍以下）で希釈してもよい。本発明の方法は、通常は、焼鉱の溶解工程より後に、
スラリーを直接、又は、さらに上記スラリーを限られた倍率（好ましくは５倍以下）で希釈した後、固液分離して、溶解した元素の析出を防止する工程を有しており、上記固液分離により、攻撃性固体残渣と、上記溶解元素を含む焙焼浸出液を得ることが好ましい。

上記好ましい形態においては、上記焙焼浸出液中のニオブ及び／又はタンタルを溶液として分離し、好ましくは、上記ニオブ及び／又はタンタルが分離され、場合によってはさらに希釈された上記浸出液を、上記焙焼工程より前の硫酸大気圧浸出において再利用することが好適である（上記参照）。

上述の通り、ニオブ又は（及び）タンタルをそれらの含有溶液から分離する。この分離は、特に溶媒抽出（図面参照）又は選択的析出により実施できる。Ｎｂ及び／又はＴａを取り除いた溶液は、再利用するのが好ましい。従って、その酸が再利用される。

以下、本発明の方法に係る２つの好ましい実施形態を示す。これら２つの実施形態は、添付の図３及び図４に図示した。

第一の実施形態によれば、本発明の溶解方法は、
上記（Ａ）又は（Ｂ）型（好ましくは上記（Ａ１）、（Ａ２）、（Ｂ１）又は（Ｂ２）型、非常に好ましくは上記（Ａ２）又は（Ｂ２）型）で浸出し、浸出液と浸出残渣を回収する（下流）工程；
上記浸出残渣を超微粉砕する任意工程；
上記粉砕されていてもよい浸出残渣を焙焼する工程；
上記焙焼後に得られた焼鉱を溶解してスラリーを得る工程；
上記スラリーを直接、又は、上記スラリーを限られた倍率（上記参照）で希釈したものを固液分離して、攻撃性固体残渣と、所望の（溶解）有価元素を含む焙焼浸出液を得る工程；並びに、
上記焙焼浸出液からニオブ及び／又はタンタルを分離し、上記ニオブ及び／又はタンタルが分離され（「分離」という語についての上記記載を参照）、場合によってはさらに希釈された上記浸出液を上記浸出工程において再利用する工程を有する。

第二の実施形態によれば、本発明の溶解方法は、
物理的に濃縮されていてもよい鉱石又は精鉱（鉄を含む）をスライム除去して、一方では鉄含有スライムを、他方ではスライム除去された鉱石又は精鉱（すなわち、スライムの少なくとも一部（通常は５０重量％超）を取り除いた鉱石又は精鉱）を回収する工程；
上記工程１で回収したスライムの一部（通常は、以下の焙焼工程では使用されない上記回収スライムの一部）を添加してもよい上記スライム除去鉱石又は精鉱を上記（Ａ）又は（Ｂ）型（好ましくは上記（Ａ１）、（Ａ２）、（Ｂ１）又は（Ｂ２）型、非常に好ましくは上記（Ａ２）又は（Ｂ２）型）で浸出し、その後、浸出液と浸出残渣を回収する工程；
上記浸出残渣を超微粉砕する任意工程；
上記工程１で回収したスライムの別の一部によって鉄を添加して、上記粉砕されていてもよい浸出残渣を焙焼する工程；
上記焙焼後に得られた焼鉱を溶解してスラリーを得る工程；
上記スラリーを直接、又は、上記スラリーを限られた倍率（上記参照）で希釈したものを固液分離して、攻撃性残渣と、所望の（溶解）元素を含む焙焼浸出液を得る工程；
上記焙焼浸出液からニオブ及び／又はタンタルを分離し、上記ニオブ及び／又はタンタルが分離され、場合によってはさらに希釈された上記焙焼浸出液を上記浸出工程において再利用する工程を有する。

上述した元素：Ｎｂ及び／又はＴａと、Ｕ及び／又は希土類元素を溶解する上記プロセスは、上記元素を含むあらゆる鉱石又は精鉱を処理するのに好適である。なかでも、上記プロセスは、パイロクロア（一般式：Ａ_２Ｂ_２Ｏ_６（Ｏ，ＯＨ，Ｆ）（Ａ＝（特に）Ｕ、ＲＥ、Ｎａ、Ｃａ、Ｂａ、Ｔｈ又はＢｉ；Ｂ＝（特に）Ｎｂ、Ｔａ、Ｔｉ又はＦｅ）、ユークセナイト、サマルスカイト、ペロブスカイト及びフェルグソナイト類、並びに、これらの混合物という鉱物群から選択される鉱石及び精鉱を処理するのに好適である。これらの鉱石及び精鉱は鉄を含んでいてもよい。

上述の通り、選鉱できない若しくはわずかしか選鉱できない、又は、従来の物理的処理では選鉱するのが難しい鉱石を処理するのに好適であるという点で本発明は特に好ましい。

上述した本発明の溶解方法を実施した後、所望の有価元素が溶液中、実際には少なくとも一溶液中に得られる。上記プロセスによれば、特に、Ｎｂ及び／又はＴａと、Ｕ及び／又は希土類元素を含む少なくとも１以上の溶液が得られる。

いずれの場合も、処理材料中に存在するＮＴＵＲＥは溶液中に再び共存させる。これらを回収するには、その溶媒から分離するのが適切である。そのような分離法として当業者によく知られているものとしては、上述の溶媒抽出、選択的析出等が挙げられる。

第二の主題によれば、本発明は、鉱石又は精鉱中に存在する、ニオブ及びタンタルから選択される少なくとも一元素と、他のウラン及び希土類元素から選択される少なくとも一元素を、好ましくはニオブ、タンタル、ウラン及び希土類元素を回収する方法であって、上記溶解方法に従って上記（有価）元素を溶解する工程；及び、上記（有価）元素を分離する工程を有することを特徴とする方法に関する。

これらの元素を互いに分離する技術としては、様々なものが当業者に公知である。

以下、添付の図面を参照して本発明を説明するが、本発明はこれらに限定されない。これらの図面には非常に多くの情報が繰り返し記載されている。これらの情報は、本発明の説明に欠かせない一部である。

本発明に係る方法の参照実施形態を概略的に示している（溶解と、その後の回収）。 本発明に係る方法の焙焼工程より前で実施してもよい浸出段階の形態を概略的に示している。 本発明に係る方法の焙焼工程より前で実施してもよい浸出段階の別の形態を概略的に示している。 本発明に係る方法の焙焼工程より前で実施してもよい浸出段階の別の形態を概略的に示している。 本発明に係る方法の焙焼工程より前で実施してもよい浸出段階の別の形態を概略的に示している。 事前浸出を伴う本発明に係る方法の別の実施形態を概略的に示している。 鉱石に対して実施した図３の別の形態を概略的に示しており、ここでは上記鉱石のスライムを鉄供給源として使用している。

予備注釈：
１）図中、任意の操作（任意段階、任意添加）は点線で示した。
２）処理される材料はＮｂ、Ｔａ、Ｕ及びＲＥを含むと仮定する。

図１で概略的に示した本発明の方法は、有価元素Ｎｂ、Ｔａ、Ｕ及びＲＥを含む鉱石又は精鉱に直接（事前浸出せず）実施される。

上記方法は、（粒子径が３０μｍ以下の被焙焼材料を得るために）被処理材料（鉱石又は精鉱）を超微粉砕する段階を有していてもよい。

上記方法は、焙焼（硫酸化焙焼及び酸焙焼という２つの異なる形態が概略的に示されている）及び上記焙焼後に得られた焼鉱の溶解という連続した段階を有している。上記溶解段階は、鉄と少量の水の存在下で実施される（少なくとも５０ｇ／ｌの鉄を含むスラリーを得るために、濃縮溶解が考慮される）。存在する鉄（上記溶解段階では三価鉄の状態）は、少なくとも一部が、処理される鉱石又は精鉱に由来するものであってもよい。また、上記鉄は、少なくとも一部が、焼鉱に添加されたものであってもよい。上記鉄は更に、少なくとも一部が、被焙焼材料のみに添加されたものであってもよい。溶解段階では、ＳＯ_２（還元剤）を適宜加えてもよい。上述の通り、存在する鉄が三価鉄の状態で存在することが必要な場合であれば、ＳＯ_２を少量加えてもよい（任意の「補充物」のＳＯ_２が記載されている）。

溶解段階後に得られたスラリーは、（示した形態によれば）直接、固液分離される。固体は攻撃性残渣をなし、液体又は三価鉄焙焼浸出液は溶解した有価元素Ｎｂ、Ｔａ、Ｕ及びＲＥを含有する。

示した最終段階は、上記溶解した有価元素の分離（分離回収）段階である。

図２Ａ１及び図２Ａ２は、上流工程での（酸大気圧）浸出（上記（Ａ）型）の第一の実施形態を示し、Ｈ_２ＳＯ_４による酸攻撃と、その後の固液分離に限定されている。従って、被焙焼材料の量は減少する。被処理材料に元々存在する有価元素の一部を含む大気圧浸出液を回収する。以下、より詳細に説明する。
図２Ａ１では、上記三価鉄条件下での並流浸出が行われる。ＳＯ_２等の還元剤は必ずしも添加されず（従って点線である）、いずれの場合も補充物として添加されるのみである。（被浸出材料中に存在する）有価元素の抽出収率は、考慮される元素によって異なる。通常、ニオブ及びタンタルの場合には抽出収率は低いままである（下記実施例α及びβ参照）。
図２Ａ２では、上記二価鉄条件下での並流浸出が行われる。ＳＯ_２等の還元剤は必ず添加される。この還元剤により、浸出したニオブ及び／又はタンタル（これら２つの元素が被浸出材料に存在していた場合）が析出し、それにより、本質的にウラン及び希土類元素（これらが被浸出材料に元々存在していた場合）を含む二価鉄大気圧浸出液と、ニオブ及びタンタル（これら２つの元素が被浸出材料に存在していた場合）に富む浸出残渣が得られる（下記実施例γ参照）。

図２Ｂ１及び２Ｂ２は、上流工程での（酸大気圧）浸出（上記（Ｂ）型）の第二の実施形態を示す。第一浸出段階に被浸出材料を供するが、この段階は、第二浸出段階を実施するのにＨ_２ＳＯ_４を使用する結果得られる酸の残留した再利用液体が被浸出材料に作用することで、Ｈ_２ＳＯ_４の助け無しに実施されることから、「穏和な」浸出段階と呼ばれる。上記再利用液体は、上記第二浸出段階で得られた浸出液で構成される。

従って、（（Ｈ_２ＳＯ_４を使用するため）「攻撃的」浸出段階と呼ばれる）上記第二浸出段階は、第一浸出段階で得られた（固体）浸出残渣に対して実施する。

各浸出段階の実施後は、従来通り、固液分離して浸出液（液体）と残渣（固体）を得る。

一段階浸出（図２Ａ参照）と同様に、このような上流工程での二段階浸出により、所望の有価元素の一部（溶液）を含む大気圧浸出液と、本発明に従って処理（鉄存在下で焙焼及び濃縮溶解）される浸出残渣を得る。

以下に、より詳しく説明する。
図２Ｂ１では、（被浸出材料中に存在する）所望のＮＴＵＲＥ元素の一部を含む三価鉄大気圧浸出液が得られる三価鉄条件下における第一の「穏和な」浸出段階（補充物のＳＯ_２等の還元剤のみが添加される場合が多い）と、三価鉄条件下における第二の「攻撃的」浸出段階とを有する向流浸出が行われる。
図２Ｂ２では、（被浸出材料中に元々存在している場合は）ウラン及び／又は希土類元素を本質的に含有する二価鉄大気圧浸出液と、ニオブ及び／又はタンタルに富む浸出残渣が得られる二価鉄条件下における第一の「穏和な」浸出段階（還元剤の関与を参照）を有する向流浸出が行われる。なお、三価鉄条件下で実施される第二の「攻撃的」浸出で得られる浸出液は、直接、又は、Ｎｂ、Ｔａ等を分離してから（酸と共に）再利用できる。「完全」分離を概略的に示している。

また、図２Ｂ１及び図２Ｂ２において三価鉄条件下で補充物の還元剤を添加せずに実施するように示された第二の攻撃的浸出は、本発明において、三価鉄条件下でそのような補充物を添加して実施することもできるし、二価鉄条件下で（よって必然的に還元剤を添加して）実施することもできる点に留意されたい。

図３は、上流工程での大気圧浸出を含む本発明に係る方法の別の実施形態と、得られた三価鉄焙焼浸出液の下流処理に関する別の好ましい実施形態を示す。

この図３では、図１の内容、すなわち、本発明に係る方法の各参照段階（任意の超微粉砕＋焙焼＋鉄存在下における焼鉱の濃縮溶解＋固液分離と液体（所望の有価元素を溶液として含む三価鉄焙焼浸出液）の回収）が実際、繰り返されている。

また、（図２Ａ１、２Ａ２、２Ｂ１又は２Ｂ２に準じる）上流工程で浸出が行われ、且つ、一形態においては、浸出液を処理することでその浸出液に溶液として存在するＮｂ及びＴａを回収する工程が下流工程で行われる。図示した（溶媒抽出を実施する）形態によれば、上記Ｎｂ及びＴａを濃縮流中で回収する（上述の通り、本発明においては、析出後に固体として回収することも可能である）。図示した形態によれば、上記Ｎｂ及びＴａを事前に分離した浸出液は、上流浸出工程で再利用される。

図４は、図３に示したプロセスの別の形態を示し、鉄を含む鉱石を用いて実施し、焙焼段階で上記鉄を鉄供給源として使用することにより、溶解（及び焙焼）時に三価鉄が存在している。なお、溶解及び／又は焙焼時に鉄を追加することを排除してはいない。スライム除去により、鉄を含む鉱石から鉄を回収し、スライムを鉄供給源として使用する。

スライム除去された鉱石に大気圧浸出を実施する。スライム除去された鉱石に、回収したスライムの一部を添加してもよい（焙焼で使用されない部分なので、スライムを調整する問題は起こらない）。

図３及び図４によれば、実施した上流工程での大気圧浸出の形態に応じて、大気圧浸出液は、所望のＮＴＵＲＥ元素の一部（被浸出材料中に存在するものの一部）を含有するか（図２Ａ１及び図２Ｂ１に準じる浸出）、あるいは、（被浸出材料中に存在する）ウラン及び／又は希土類元素を本質的に含有する（図２Ａ２及び図２Ｂ２に準じる浸出）と理解される。

図１、図３及び図４によれば、溶解工程において水の流れ及び場合によっては「鉄供給源」の流れが見られることに留意すべきである。水の流れ及び「鉄供給源」の流れの代わりに、単一の水溶液の流れを用いることもできるのは明らかである。

以下、実施例により本発明を説明する。

各実施例全てにおいて、低磁力選鉱（ＬＩＭＳ）を行い、３１５ミクロン未満まで粒子径を低減することで物理的に前処理した鉱石を使用して行った。但し、実施例βのみ、粒子径を６３０ミクロンまで低減した。

Ａ：直接硫酸化焙焼
実施例１：超微粉砕を伴った直接硫酸化焙焼
パイロクロア鉱石を垂直ミルに入れ、ボールで攪拌しながら粉砕して、４ミクロンでの通過率が８０重量％となる粒子径とした。

鉱石を分析した結果は以下の通りである。

粉砕した鉱石の水スラリー４５１ｇ（固形分３５％、すなわち乾燥鉱石分１６０ｇ）を磁製るつぼに投入し、９６％硫酸２５１ｇ（鉱石１トンあたり１５０３ｋｇのＨ_２ＳＯ_４）を加える。また、ピロ硫酸ナトリウム（Ｎａ_２Ｓ_２Ｏ_７）２４．３ｇ（鉱石１トンあたり１５０ｋｇ）を加え、混合物を均一になるよう機械的に攪拌する。焙焼工程時の仕込み分におけるＦｅ／（Ｎｂ＋Ｔａ）モル比及びＰＯ_４／（Ｎｂ＋Ｔａ）モル比は、それぞれ２２ｍｏｌ／ｍｏｌ及び４．４ｍｏｌ／ｍｏｌである。るつぼを５００℃の窯に４時間入れ、焙焼した材料を冷却する。焼鉱２９８ｇが得られ、焙焼で減少した重量は５８％と推測され、そのうち３０％は鉱石スラリーから失われた水分によると思われる。

９０℃に加熱した水１４２ｍｌが入った反応器を攪拌しながら焼鉱１１６ｇを投入する（すなわち、水／「元の鉱石」比＝２．４）。このスラリーを攪拌し、そのままの温度で２時間保持する。スラリーを遠心分離して固体遠心沈殿物を洗浄したところ、以下の結果を得た。

浸出液は、Ｆｅを１２０ｇ／ｌ、Ｎｂを８．０ｇ／ｌ、Ｔａを３００ｍｇ／ｌ、Ｃｅを４４０ｍｇ／ｌ含有する。

２通りの計算方法で推測した溶解収率を以下に示す。

これらの収率から、ニオブ及びタンタルを含むパイロクロア鉱物相は、硫酸化焙焼によって約８５％攻撃されていた。

Ｂ：直接酸焙焼
実施例２：超微粉砕を伴った酸焙焼（溶解時にＳＯ _２ を使用せず）
パイロクロア鉱石を垂直ミルに入れ、ボールで攪拌しながら粉砕して、１８ミクロンでの通過率が１００重量％となる粒子径とした。

鉱石を分析した結果は以下の通りである。

粉砕した鉱石の水スラリー２０７．７ｇ（固形分４５％、すなわち乾燥鉱石分９４．２ｇ）を磁製るつぼに投入し、９６％硫酸１４７．５ｇ（すなわち鉱石１トンあたり１５０４ｋｇのＨ_２ＳＯ_４）を加える。よって、この攻撃溶液はＨ_２ＳＯ_４を４１％含有しており、焙焼工程時の仕込み分におけるＦｅ／（Ｎｂ＋Ｔａ）モル比及びＰＯ_４／（Ｎｂ＋Ｔａ）モル比は、それぞれ２１．４ｍｏｌ／ｍｏｌ及び４．３ｍｏｌ／ｍｏｌである。均一になるよう混合物を機械的に攪拌し、るつぼを３００℃の窯に入れて４時間保持する。焙焼した材料を冷却すると、焼鉱１８０．１ｇが得られる。焙焼で減少した重量は４９％と推測される。

９０℃に加熱した水１８９ｍｌで満たした反応器を攪拌しながら焼鉱全体を投入する（水／「元の鉱石」比＝２．０）。このスラリーを攪拌し、そのままの温度で２時間保持する。スラリーを遠心分離して、固体遠心沈殿物を洗浄したところ、以下の結果を得た。

溶解収率は以下の通りである。

８．３ｇ／ｌのＮｂの浸出液への溶解が達成されており、その遊離酸度は制限されていた（すなわち［Ｈ^＋］＝２．３Ｎ）。ニオブの７８％及びタンタルの７２％が溶液中に抽出されていた。

チタンは部分的に抽出されており、マンガンの抽出収率は７６％しかなかった。

実施例３：超微粉砕を伴った酸焙焼（溶解時にＳＯ _２ を使用）
パイロクロア鉱石を垂直ミルに入れ、ボールで攪拌しながら粉砕して、１０ミクロンでの通過率が１００重量％となる粒子径とした。

鉱石を分析した結果は以下の通りである。

粉砕した鉱石の水スラリー３７２．１ｇ（固形分３１％、すなわち乾燥鉱石分１１５ｇ）を磁製るつぼに投入し、９６％硫酸１８０．９ｇ（すなわち鉱石１トンあたり１５１０ｋｇのＨ_２ＳＯ_４）を加える。よって、この攻撃溶液はＨ_２ＳＯ_４を３１％含み、焙焼工程時の仕込み分におけるＦｅ／（Ｎｂ＋Ｔａ）モル比及びＰＯ_４／（Ｎｂ＋Ｔａ）モル比は、それぞれ２２．３ｍｏｌ／ｍｏｌ及び４．３ｍｏｌ／ｍｏｌである。均一になるよう混合物を機械的に攪拌し、るつぼを３００℃の窯に入れて４時間保持する。焙焼した材料を冷却すると、焼鉱２２９．２ｇが得られる。焙焼で減少した重量は５８％と推測される。

９０℃に加熱した水２３０ｍｌで満たした反応器を撹拌しながら焼鉱全体を投入する（水／「元の鉱石」比＝２．０）。このスラリーをＳＯ_２の減圧バブリング（ｒｅｄｕｃｅｄ ｂｕｂｂｌｉｎｇ）下で攪拌し、そのままの温度で２時間保持する。酸化／還元電位は５７０ｍＶ Ａｇ／ＡｇＣｌであった（この電位だと、存在する鉄の大部分は三価鉄である）。スラリーを遠心分離して、固体遠心沈殿物を洗浄したところ、以下の結果を得た。

溶解収率は以下の通りである。

８．９ｇ／ｌのＮｂの浸出液への溶解が達成されており、その遊離酸度は限定的であった（すなわち［Ｈ^＋］＝２．２Ｎ）。

上記溶解収率から、焼鉱を水に溶解させる際の三価鉄濃度が高い（１４２ｇ／ｌのＦｅ）ため、焙焼前に微粉砕を行ったことや焙焼時に鉄が存在することと相まって、ニオブ及びタンタルを含むパイロクロア鉱物相は約９０％攻撃されていた。

実施例２と比較すると、水に溶解させる際にＳＯ_２を使用したことでマンガン及びチタンの溶解が劇的に改善され（それぞれ９７％、７４％）、またニオブ及びタンタルの抽出も＋１０％程度改善されている。

実施例４：超微粉砕を伴わない酸焙焼（溶解時にＳＯ _２ を使用）
使用した鉱石を分析した結果は以下の通りである。

この鉱石の粒径は、３１５ミクロンでの通過率が１００％のものである。

粉砕した鉱石の水スラリー１５９．９ｇ（固形分５０％、すなわち乾燥鉱石分７７．５ｇ）を磁製るつぼに投入し、９６％硫酸１２０．８ｇ（すなわち鉱石１トンあたり１４９６ｋｇのＨ_２ＳＯ_４）を加える。よって、攻撃溶液はＨ_２ＳＯ_４を４３％含み、焙焼工程時の仕込み分におけるＦｅ／（Ｎｂ＋Ｔａ）モル比及びＰＯ_４／（Ｎｂ＋Ｔａ）モル比は、それぞれ２０ｍｏｌ／ｍｏｌ及び４．１ｍｏｌ／ｍｏｌである。均一になるよう混合物を機械的に攪拌し、るつぼを３００℃の窯に入れて４時間保持する。焙焼した材料を冷却すると、焼鉱１３８ｇが得られる。焙焼で減少した重量は５１％と推測される。

９０℃に加熱した水１８２ｍｌで満たした反応器を撹拌しながら焼鉱全体を投入する（水／「元の鉱石」比＝２．３）。このスラリーをＳＯ_２の減圧バブリング下で攪拌し、そのままの温度で２時間保持する。酸化／還元電位は５５５ｍＶ Ａｇ／ＡｇＣｌであった（この電位だと、存在する鉄の大部分は三価鉄である）。スラリーを遠心分離して、固体遠心沈殿物を洗浄したところ、以下の結果を得た。

溶解収率は以下の通りである。

浸出液は、Ｎｂを６．２ｇ／ｌ、Ｔａを０．２ｇ／ｌ、Ｃｅを２．１ｇ／ｌ、Ｆｅを１１２ｇ／ｌ含有し、遊離酸度は［Ｈ^＋］＝３．０Ｎである。

実施例３とは異なり、鉱石が前もって超微粉砕されていなかったため、ニオブ、タンタル及びチタンの抽出収率は実施例３より著しく低く、Ｎｂで−２０％、Ｔａで−４０％であった。

実施例５：超微粉砕を伴った酸焙焼、及び、低濃縮媒質への焼鉱の溶解（ＳＯ _２ を使用せず）
本試験で使用した焼鉱は、実施例３で得たものと同じである。

９０℃に加熱した水２３９ｍｌで満たした反応器を攪拌しながら焼鉱全体を投入する（水／「元の鉱石」比＝４．２）。スラリーを攪拌し、そのままの温度で１時間保持する。酸化／還元電位は１２００ｍＶ Ａｇ／ＡｇＣｌであった。スラリーを濾過し、以下の結果を得た。

溶解収率は以下の通りである。

（Ｆｅ含有）マトリックスの共存した各元素の溶解収率（水／鉱石比＝４．２の場合）は、実施例３（水／鉱石比＝２．２の場合）で得られたものと同程度である。

ニオブ及びタンタルの溶解性は、焼鉱と水を混合する際の水／元の鉱石比に顕著な影響を受ける。水／元の鉱石比が４．２の場合、実際にニオブの溶解収率は５０％となり、水／元の鉱石比が２．２の場合、実施例３に記載の通り、８７％のニオブが溶解する。水／「元の鉱石」比が低いと、鉄濃度が高くなる（実施例３の鉄濃度１４２ｇ／ｌに対し、実施例５では鉄濃度７２ｇ／ｌ）。下記の実施例７によれば、合成鉄を加えるとニオブ及びタンタルの溶解収率が劇的に改善される。

Ｃ：非直接酸焙焼
大気圧浸出
実施例α：補充物の還元剤存在下での三価鉄並流浸出（図２Ａ１）
パイロクロア鉱石を粉砕し、１０６ミクロンでの通過率が１００重量％となる粒子径とした。鉱石を分析した結果は以下の通りである。

粉砕した乾燥鉱石５００ｇを、９０℃に加熱した水５６６ｇと共に、攪拌した反応器中でスラリー化する。９８％硫酸８３５ｇ（すなわち鉱石１トンあたり１６００ｋｇのＨ_２ＳＯ_４）をスラリーに加えて、初期固形分を２６％とする。ＳＯ_２ガスをスラリーへ徐々に加え、電位を５８０ｍＶ Ａｇ／ＡｇＣｌに維持してマンガンを最大限に溶解させる。

温度を９０℃に保持しながら、混合物を２４時間、機械的に攪拌する。

スラリーを濾過し、濾過ケーキを脱塩水によってフィルタ上で洗浄したところ、以下の結果を得た。

溶解収率は、液体（濾液及び水性洗浄液）と固体残渣の分布に対して算出する。

ウランは８０％より多く溶解した。高酸性条件下（すなわち、初期固形分２６％、酸／鉱石比＝１６００ｋｇ／ｔ）で浸出を実施したが、酸焙焼後に得られたものとは対照的に、ニオブ、タンタル及び希土類元素の溶解収率は３５％を超えなかった。浸出残渣を特徴付けることにより、硫酸で浸出する場合、より多くの酸を使用したとしてもパイロクロア相は破壊されないことが分かる。

実施例β：補充物の還元剤を使用しない三価鉄並流浸出（図２Ａ１）
パイロクロア鉱石を粉砕し、６３０ミクロンでの通過率が１００重量％となる粒子径とした。鉱石を分析した結果は以下の通りである。

粉砕した乾燥鉱石９０．２ｇを、９０℃に加熱した水４００ｍｌと共に、攪拌した反応器中でスラリー化する。９８％硫酸９４ｇ（すなわち鉱石１トンあたり１０２２ｋｇのＨ_２ＳＯ_４）をスラリーに加えて、初期固形分を１５％とする。温度を９０℃に保持しながら、混合物を２４時間、機械的に攪拌する。

スラリーを濾過し、濾過ケーキを脱塩水によりフィルタ上で洗浄したところ、以下の結果を得た。

溶解収率は、液体（濾液及び水性洗浄液）と固体残渣の分布に対して算出する。

浸出は、上記試験α（すなわち初期固形分２６％、酸／鉱石比＝１６００ｋｇ／ｔ）より酸度の低い酸性条件下（すなわち初期固形分１５％、酸／鉱石比＝１０２２ｋｇ／ｔ）で実施した。その結果、有価元素の抽出収率は限定的であった（３．６％のＮｂ、１４％のＴａ、７％のＣｅ）。ウランのみが定量的に抽出され、５４％であった。

実施例γ：二価鉄並流浸出（図２Ａ２）
パイロクロア鉱石１５１ｇを粉砕し、１００％の粒子が７１ミクロンの篩を通過するような粒子径とする。

鉱石を分析した結果は以下の通りである。

蒸留水６２３ｇと９６％硫酸６３．５ｇ（乾燥鉱石１トンあたり酸４００ｋｇという比を得るのに必要な酸量）が入った反応器に乾燥鉱石を入れる。得られたスラリーの固形分は１８％である。

試験を開始してから最初の数分で、ＳＯ_２ガスを加えて電位を６４０ｍＶ Ａｇ／ＡｇＣｌに下げる。この試験で選択した還元剤の流量は３Ｓｌ／ｈである。

好ましくは気体を好適に拡散できるタービン（例えばＲｕｓｈｔｏｎ型）を用いて、混合物を９０℃で６時間、機械的に攪拌する。

試験の最後にスラリーを遠心分離して大気圧浸出液を回収し、（水性洗浄液の重量）／（湿潤残渣の重量）の比が１０となるように遠心沈殿物を洗浄する。さらに遠心分離を行ってから水性洗浄液を分離し、固体を１０５℃のオーブンで乾燥させる。

以下の結果が得られた。

液体／（液体＋固体）分布に対して算出した溶解収率は以下の通りである。

この浸出で減少した重量は３５％である。

二価鉄並流浸出により、三価鉄の状態で溶解していた鉄の８５〜９０％を二価鉄の状態に還元できる。三価鉄から二価鉄へ還元すると、濾液中の濃度が低い（１４ｍｇ／ｌのＮｂと１０ｍｇ／ｌ未満のＴａ）ことから分かるように、三価鉄媒質（実施例α参照）に溶解していたニオブ及びタンタルが析出する。

こうして、ニオブ／タンタル／希土類元素が鉱石中よりも濃縮された残渣が得られる。該残渣は、例えば、上記実施例に記載した酸焙焼段階で処理してもよい。

実施例δ：二価鉄及び三価鉄向流浸出（図２Ｂ２）
蒸留水９４５ｇと、固液分離後に再利用した攻撃性三価鉄浸出濾液９５０ｍｌ（Ｈ^＋濃度３．８ｍｏｌ／ｌ）とが入った２Ｌガラス反応器に鉱石３５０ｇを投入する。

このようにして、処理される鉱石１トンあたり硫酸５００ｋｇを含む初期固形分１３％のスラリーを得た。

ＳＯ_２をスラリーにバブリングし、Ｒｕｓｈｔｏｎタービンを用いた機械的攪拌により溶解させる。９０℃で６時間反応させた後、遠心分離によって固体残渣を大気圧浸出液から分離する。よって、この試験は、実施例γで示した二価鉄浸出法に関するものである。

二価鉄浸出後の減少した重量は３１％であり、以下の結果を得た。

二価鉄浸出スラリーを遠心分離してから、濾液を回収して下流工程に送り、溶解した有価金属を抽出する。

残渣の一部（３６１ｇ、未洗浄）については、蒸留水８２ｇと酸１６０ｇが入った第二反応器に入れ、固形分２４％、乾燥二価鉄浸出残渣１トンあたり１０３６ｋｇの酸とする。攻撃的三価鉄浸出段階は、純粋な濃縮酸を投入する唯一の段階である。

得た混合物を６時間、機械的に攪拌し、９０℃で保持する。浸出はＳＯ_２を用いずに実施する。

攻撃的三価鉄浸出後の減少した重量は６６％であり、以下の結果を得た。

これら２回の浸出後の全重量損失分は、（１−３１％）×（１−６６％）＝７７％であり、これは攻撃的三価鉄並流浸出後の重量損失分と同等である。

固液分離後、濾液を回収して二価鉄浸出で再利用し、一方、残渣（未洗浄）は焙焼する。

なお、上記連続した２回の浸出により、固体中のニオブ含量は、１．８％（鉱石中の元の含量）から二価鉄浸出残渣中では３．２％に増加し、更に、焙焼窯へ供給する三価鉄浸出残渣中では５．１％にまで増加した。

反対の例６：
ａ．精鉱の非直接酸焙焼（鉄供給源無し）
ｂ．焼鉱の溶解（鉄供給源無し）
実施例αに記載の並流浸出により、パイロクロア鉱石中に存在する有価元素を濃縮した。

洗浄及び乾燥後、残渣７８ｇを得た。これを分析した結果は以下の通りである。

従って、並流浸出段階によってニオブ含量が２．４％から５．０％へ増加した。

続いて、残渣を粉砕して１０ミクロンの篩による粒子通過率が１００％となるような粒子径とし、９６％硫酸１２１ｇと蒸留水２１０ｇとの混合物として焙焼する。この際、焙焼に使用したスラリーにおける酸／被焙焼材料の比は１５００ｋｇ／ｔ、固形分は２６％とする。焙焼工程時の仕込み分におけるＦｅ／（Ｎｂ＋Ｔａ）モル比は３．３ｍｏｌ／ｍｏｌである。

３００℃で４時間焙焼後、焼鉱１５３ｇが得られる。この生成物を９０℃の蒸留水１５５ｇと共に反応器へ投入する（水／「被焙焼仕込み分の残渣質量」比＝２）。得た混合物を９０℃で保持し、２時間、機械的に攪拌する。スラリーを遠心分離し、遠心沈殿物を洗浄してから、残渣を１０５℃のオーブンで乾燥する。

これにより、以下のものが得られた。

すなわち、以下の抽出収率が得られた（固形分に対して算出）。

鉄を２６ｇ／ｌしか含まない濾液では、ニオブ及びタンタルを効率的に溶解できない（＜３０％）。

一方、ウラン及びセリウムはよく溶解した。

実施例７：
ａ．精鉱の非直接酸焙焼（鉄供給源無し）
ｂ．焼鉱の溶解（鉄供給源（合成塩）有り）
実施例αに記載の並流浸出により、パイロクロア鉱石中に存在する有価元素を濃縮した。

洗浄及び乾燥後、残渣１１５ｇが得られる。これを分析した結果は以下の通りである。

反対の例６と同様に、その後、残渣を粉砕して、１０ミクロンの篩による粒子通過率が１００％となるような粒子径とした後、９６％酸１８１ｇと蒸留水３２１ｇとの混合物として焙焼する。この際、焙焼に使用したスラリーにおける酸／被焙焼材料の比は１５１０ｋｇ／ｔ、固形分は１９％とする。仕込み物のＦｅ／（Ｎｂ＋Ｔａ）モル比は２．９ｍｏｌ／ｍｏｌである。

３００℃で４時間焙焼後、焼鉱２４３ｇが得られる。この生成物を９０℃の蒸留水２６７ｇと共に反応器へ投入する（水／「被焙焼仕込み物の残渣質量」比＝２．３）。さらに合成硫酸鉄（ＩＩＩ）（Ｆｅ_２（ＳＯ_４）_３）１１８ｇを添加し、硫酸鉄（ＩＩＩ）／焙焼前浸出残渣の比＝１０００ｋｇ／ｔとする。得た混合物を９０℃で保持し、２時間、機械的に攪拌する。スラリーを遠心分離し、遠心沈殿物を洗浄してから、残渣を１０５℃のオーブンで乾燥する。

これにより、以下の結果を得た。

すなわち、以下の抽出収率が得られた（分布に対して算出）。

並流浸出残渣を酸焙焼した後、焼鉱を三価鉄媒質（鉄は焙焼後に添加）に溶解することで、焼鉱の水への溶解と比べて、ニオブ及びタンタルの抽出収率を２倍にできた（反対の例６を参照）。ウラン及びセリウムの抽出収率も改善された（＞９０％）。

実施例８：
ａ．精鉱の非直接酸焙焼（鉄供給源（合成塩）有り）
ｂ．焼鉱の溶解
実施例αに示したプロトコルに従って並流浸出を実施した。

得られた残渣（１５８ｇ）を洗浄、乾燥してから超微粉砕し、１０ミクロンの篩による粒子通過率を１００％とした。この残渣を化学分析したところ、以下の結果が得られた。

続いて、上記残渣を磁製るつぼ内で硫酸２４８ｇと硫酸鉄（ＩＩＩ）（Ｆｅ_２（ＳＯ_４）_３）結晶１６１ｇと混合した。この際、それぞれ、処理される浸出残渣１トンあたり１５００ｋｇ及び１０００ｋｇの比率とした。仕込み分におけるＦｅ／（Ｎｂ＋Ｔａ）モル比及びＰＯ_４／（Ｎｂ＋Ｔａ）モル比は、それぞれ１６ｍｏｌ／ｍｏｌ及び２．４ｍｏｌ／ｍｏｌである。

蒸留水１９０ｇを加え、得た混合物を均質化した後、３００℃に熱した焙焼窯にるつぼを４時間入れる。

得られた焼鉱を水３１８ｇに溶解し、９０℃で２時間、ＳＯ_２の存在下で加熱する。

得られた結果は以下の通りである。

すなわち、以下の抽出収率が得られた（分布に対して算出）。

鉄供給源の存在下で並流浸出残渣を酸焙焼することにより、焼鉱の溶解時に硫酸鉄（ＩＩＩ）供給源を投入した実施例７より抽出収率を向上できた。

実施例９：
ａ．非直接酸焙焼（再利用無し、粉砕無し）
ｂ．焼鉱の溶解
実施例αに記載した並流大気圧浸出でパイロクロア鉱石を処理する。

浸出終了時にスラリーを遠心分離し、濾液（９７ｍｌ）と、濾液と同じ組成の液体（２１３ｍｌ）を含浸した固体残渣（４８．５ｇ）を含む遠心沈殿物とを回収する。含浸残渣の固形分は１２．４％である。また、含浸液中の鉄総量は、乾燥浸出残渣１トンあたり５２９ｋｇ（すなわち、１８９０ｋｇ／ｔの硫酸鉄（ＩＩＩ））である。仕込み分におけるＦｅ／（Ｎｂ＋Ｔａ）モル比及びＰＯ_４／（Ｎｂ＋Ｔａ）モル比は、それぞれ１９ｍｏｌ／ｍｏｌ及び５．５ｍｏｌ／ｍｏｌである。

浸出液の組成は以下の通りである。

磁製るつぼ内で上記含浸残渣に９６％濃硫酸８６ｇと蒸留水２１ｇを加えて、焙焼に使用するスラリーにおける酸／被焙焼材料の比を１６９７ｋｇ／ｔ、固形分を１０％とする。

手動で均質化した後、得た混合物を３００℃で４時間焙焼する。

得られた焼鉱２９６ｇを、ＳＯ_２の存在下、温度を９０℃に一定させて２時間、水１１０ｇ（水／「被焙焼仕込み分の初期残渣」比＝２．３）に溶解する。

スラリーを遠心分離し、残渣を洗浄、乾燥した後、攻撃性残渣１６．５ｇ（焙焼時の重量損失分：６６％）及び濾液８０ｍｌを得る。組成は以下の通りである。

分布に対して算出した抽出収率は以下の通りである。

焙焼浸出液の鉄濃度は特に高く（１３９ｇ／ｌ）、ニオブ、タンタル、ウラン及びセリウムは非常に良好に溶解した。

こうして得られた２つの濾液、すなわち大気圧浸出濾液と焼鉱の溶解で得られた濾液とを混合して、単一の流れを得る。この流れは下流工程で処理してニオブ、タンタル、ウラン及び希土類元素を回収することを目的としている。

２つの浸出液の混合物の組成は以下の通りである。

非直接焙焼により達成した全抽出収率（浸出及び焙焼）は、ニオブ９６％、タンタル９４％、ウラン９９％、セリウム９６％である。

実施例１０：
ａ．非直接酸焙焼（再利用無し、粉砕無し）
ｂ．焼鉱の溶解
実施例γに記載した二価鉄並流大気圧浸出でパイロクロア鉱石を処理する。

浸出終了時にスラリーを遠心分離し、濾液（４２５ｍｌ）を回収する。遠心沈殿物を再スラリー化して洗浄してから遠心分離し、水性洗浄液と湿潤残渣を得る。湿潤残渣を１０５℃のオーブンで乾燥する。

浸出液の組成は以下の通りである。

焙焼に供給する残渣の組成は以下の通りである。

乾燥残渣（７１ｇ）を焙焼し、焼鉱を得る。仕込み分におけるＦｅ／（Ｎｂ＋Ｔａ）モル比は１３ｍｏｌ／ｍｏｌである。続いて、焼鉱を水に溶解し、実施例３のプロトコルを実施する。

スラリーを遠心分離したところ、以下の結果が得られた。

焙焼段階後の抽出収率を分布に対して算出し、以下の表に示す。

抽出収率は実施例９よりも低いが、これは、溶解工程でのＦｅ濃度が低く（Ｆｅ濃度１３９ｇ／ｌに対してＦｅ濃度１１５ｇ／ｌ）、焙焼時のＦｅ／（Ｎｂ＋Ｔａ）比も低いからである。更に、鉱石の浸出の攻撃性も実施例９より低く、マトリックスが十分には攻撃されず、焙焼段階が促進されなかった。

大気圧浸出由来の二価鉄浸出液（本質的にＵ及びＲＥを含有）は、水で２倍希釈した焙焼浸出液（Ｎｂ、Ｔａ、Ｕ及びＲＥを含有）と必要に応じて混合することで、下流工程で処理することを目的とした単一の流れを形成することもできる。なお、希釈時に、有価元素の析出、特にニオブ又はタンタルの析出は見られない。

混合物の組成は以下の通りである。

実施例１１：
ａ．非直接酸焙焼（再利用無し、粉砕有り）
ｂ．焼鉱の溶解
実施例γに記載した二価鉄並流大気圧浸出でパイロクロア鉱石を処理する。

浸出終了時にスラリーを遠心分離し、濾液（２７４５ｍｌ）を回収する。遠心沈殿物を再スラリー化して洗浄してから再び遠心分離して、水性洗浄液と湿潤残渣を得る。湿潤残渣を１０５℃のオーブンで乾燥する。

続いて、残渣を超微粉砕し、１０ミクロンの篩による粒子通過率が１００％となるような粒子径とする。焙焼前の浸出残渣を分析した結果は以下の通りである。

乾燥残渣を焙焼して、焼鉱を得、これを水に溶解し、実施例３のプロトコルを実施する。焙焼時の仕込み分におけるＦｅ／（Ｎｂ＋Ｔａ）モル比は１５ｍｏｌ／ｍｏｌである。

これにより、以下の結果が得られた。

焙焼段階後の抽出収率を分布に対して算出し、以下の表に示す。

超微粉砕段階により、ニオブ及びタンタルの抽出収率を実施例１０よりも１５％増やすことができた。

大気圧浸出由来の二価鉄浸出液は、１．８倍希釈した焙焼浸出液と必要に応じて混合することで、下流工程で処理することを目的とした単一の流れを形成することもできる。

混合物の組成は以下の通りである。

実施例１２：
ａ．非直接酸焙焼
ｂ．焼鉱の溶解
実施例δで記載したように二価鉄及び三価鉄向流浸出を実施したところ、乾燥残渣６２ｇと攻撃性三価鉄浸出濾液１５７ｇ（すなわち、乾燥浸出残渣１トンあたり硫酸鉄（ＩＩＩ）３３０ｋｇ）とを含む未洗浄残渣２１９ｇを得る。該残渣を磁製るつぼに入れてから、濃硫酸８５ｇ（乾燥残渣１トンあたり酸１３７０ｋｇの割合）と混合する。得た混合物を３００℃で４時間焙焼し、焼鉱を得る。焼鉱は実施例８に記載した条件下で溶解させる。焙焼時の仕込み分におけるＦｅ／（Ｎｂ＋Ｔａ）モル比は１５ｍｏｌ／ｍｏｌである。

焼鉱を２時間溶解した後に得たスラリーを遠心分離してから、有価元素の大部分を含む三価鉄濾液を処理してニオブ及びタンタルを分離することができ、その後、濾液を向流浸出の開始時に再利用することができる。

残渣を室温で２０分間、再スラリー化して洗浄する。得られた抽出収率は以下の通りである。

本実施例では、二価鉄浸出の終了時のみに液体が排出され、ウランと希土類元素を実質的に全部含む９０％の二価鉄の流れが得られる。

Claims (20)

1. 鉱石又は精鉱中に存在する、ニオブ及びタンタルから選択される少なくとも一元素と、他のウラン及び希土類元素から選択される少なくとも一元素を、好ましくはニオブ、タンタル、ウラン及び希土類元素を溶解する方法であって、
   前記元素を含む材料を乾燥状態で又は水存在下で酸性焙焼剤と混合したものを焙焼して焼鉱を得る工程；及び、
   得られた焼鉱を水溶液中に溶解して、液体画分が三価鉄を少なくとも５０ｇ／ｌ、好ましくは少なくとも７０ｇ／ｌ、非常に好ましくは少なくとも１２０ｇ／ｌの濃度で含むスラリーを得る工程を有し、
   前記材料は、前記鉱石又は精鉱で構成されるか、あるいは、前記鉱石又は精鉱から得られた材料であり、
   前記酸性焙焼剤は、硫酸塩媒質における焙焼を可能とするものであることを特徴とする方法。
2. 前記スラリー中に存在する鉄は、前記焼鉱中に存在していたもの、並びに／又は、少なくとも一部が液体及び／若しくは固体として前記焼鉱に添加されたものであることを特徴とする、請求項１に記載の方法。
3. 硫酸を添加することなく前記焼鉱を溶解することを特徴とする、請求項１又は２に記載の方法。
4. ＳＯ_２等の還元剤を添加して前記焼鉱を溶解することを特徴とする、請求項１〜３のいずれか１項に記載の方法。
5. 前記焙焼は、固液反応の酸焙焼であることを特徴とする、請求項１〜４のいずれか１項に記載の方法。
6. 前記焙焼は、気固反応の硫酸化焙焼であることを特徴とする、請求項１〜４のいずれか１項に記載の方法。
7. 前記焙焼は、三価鉄の存在下、好ましくはＦｅ／（Ｎｂ＋Ｔａ）モル比が２より大きく、非常に好ましくは３．５より大きく、好適には６より大きい状態で実施され、
   前記鉄は、前記被焙焼材料中に元から存在していたもの、並びに／又は、少なくとも一部が液体及び／若しくは固体として前記被焙焼材料に添加されたものであることを特徴とする、請求項１〜６のいずれか１項に記載の方法。
8. 前記焙焼は、リン酸塩の存在下、好ましくはＰＯ_４／（Ｎｂ＋Ｔａ）モル比が２より大きく、非常に好ましくは６より大きい状態で実施され、
   前記リン酸塩は、前記被焙焼材料中に元から存在していたもの、並びに／又は、少なくとも一部が液体及び／若しくは固体として前記被焙焼材料に添加されたものであることを特徴とする、請求項１〜７のいずれか１項に記載の方法。
9. 前記焙焼工程より前に、
   前記鉱石若しくは精鉱を物理的に濃縮する工程及び／又は化学的に処理する工程を更に有することを特徴とする、請求項１〜８のいずれか１項に記載の方法。
10. 前記焙焼工程より前に、
    物理的に濃縮されていてもよい鉱石又は精鉱を酸浸出、好ましくは硫酸大気圧浸出する工程を更に有することを特徴とする、請求項１〜９のいずれか１項に記載の方法。
11. 前記焙焼工程より前に、
    （Ａ）硫酸の存在下、一段階で並流浸出した後、固液分離して、浸出液と被焙焼浸出残渣を得る工程；又は、
    （Ｂ）浸出後、固液分離して、浸出液と第一浸出残渣を得る第一浸出段階と、前記第一浸出残渣を硫酸の存在下で浸出後、固液分離して、被焙焼第二浸出残渣と、前記第一浸出段階で再利用されるのが好ましい液体とを得る第二浸出段階を有する二段階で向流浸出する工程を更に有することを特徴とする、請求項１０に記載の方法。
12. 前記焙焼工程より前に、
    （Ａ１）電位が５００ｍＶ Ａｇ／ＡｇＣｌ超、好ましくは６００ｍＶ Ａｇ／ＡｇＣｌ以上で、Ｈ_２ＳＯ_４の存在下及び補充物の少なくとも１つの還元剤の任意存在下、一段階で並流浸出した後、固液分離して、三価鉄浸出液と被焙焼浸出残渣を得る工程；
    （Ａ２）電位が５００ｍＶ Ａｇ／ＡｇＣｌ未満、好ましくは４５０ｍＶ Ａｇ／ＡｇＣｌ以下で、Ｈ_２ＳＯ_４及び少なくとも１つの還元剤の存在下、一段階で並流浸出した後、固液分離して、二価鉄浸出液と、ニオブ及び／又はタンタルが濃縮された被焙焼浸出残渣を得る工程；
    （Ｂ１）電位が５００ｍＶ Ａｇ／ＡｇＣｌ超、好ましくは６００ｍＶ Ａｇ／ＡｇＣｌ以上で、Ｈ_２ＳＯ_４の存在下及び補充物の少なくとも１つの還元剤の任意存在下で浸出後、固液分離して、三価鉄浸出液と第一浸出残渣を得る第一浸出段階と、
    電位が５００ｍＶ Ａｇ／ＡｇＣｌ超、好ましくは６００ｍＶ Ａｇ／ＡｇＣｌ以上で、Ｈ_２ＳＯ_４の存在下及び補充物の少なくとも１つの還元剤の任意存在下、あるいは、電位が５００ｍＶ Ａｇ／ＡｇＣｌ未満、好ましくは４５０ｍＶ Ａｇ／ＡｇＣｌ以下で、Ｈ_２ＳＯ_４及び少なくとも１つの還元剤の存在下で前記第一浸出残渣を浸出後、固液分離して、被焙焼第二浸出残渣と、前記第一浸出段階で再利用されるのが好ましい酸の残留した液体とを得る第二浸出段階を有する二段階で向流浸出する工程；又は、
    （Ｂ２）電位が５００ｍＶ Ａｇ／ＡｇＣｌ未満、好ましくは４５０ｍＶ Ａｇ／ＡｇＣｌ未満で、Ｈ_２ＳＯ_４及び少なくとも１つの還元剤の存在下で浸出後、固液分離して、二価鉄浸出液と第一浸出残渣を得る第一浸出段階と、
    電位が５００ｍＶ Ａｇ／ＡｇＣｌ超、好ましくは６００ｍＶ Ａｇ／ＡｇＣｌ以上で、Ｈ_２ＳＯ_４の存在下及び補充物の少なくとも１つの還元剤の任意存在下、あるいは、電位が５００ｍＶ Ａｇ／ＡｇＣｌ未満、好ましくは４５０ｍＶ Ａｇ／ＡｇＣｌ以下で、Ｈ_２ＳＯ_４及び少なくとも１つの還元剤の存在下で前記第一浸出残渣を浸出後、固液分離して、ニオブ及び／又はタンタルが濃縮された被焙焼第二浸出残渣と、前記第一浸出段階で再利用されるのが好ましい液体とを得る第二浸出段階を有する二段階で向流浸出する工程を更に有しており、
    前記再利用されるのが好ましい液体は、そのままで、又は、含有するニオブ及び／若しくはタンタルから少なくとも部分的に分離してから再利用されることを特徴とする、請求項１０又は１１に記載の方法。
13. 前記浸出は（Ａ２）型又は（Ｂ２）型、好ましくは（Ｂ２）型であることを特徴とする、請求項１２に記載の方法。
14. 前記焙焼工程より前に、
    前記被焙焼材料の粒子径が３０μｍ以下、好ましくは１５μｍ以下、非常に好ましくは１０μｍ以下になるように前記材料を超微粉砕する工程を更に有することを特徴とする、請求項１〜１３のいずれか１項に記載の方法。
15. 前記溶解工程より後に、
    前記スラリーを直接、又は、さらに前記スラリーを限られた倍率、好ましくは５倍以下で希釈した後、固液分離して、溶解した前記元素の析出を防止する工程を更に有しており、
    前記固液分離により、攻撃性固体残渣と、前記溶解元素を含む焙焼浸出液を得ることを特徴とする、請求項１〜１４のいずれか１項に記載の方法。
16. 前記溶解工程より後に、
    前記焙焼浸出液からニオブ及び／又はタンタルを分離し、好ましくは、前記ニオブ及び／又はタンタルが分離され、場合によってはさらに希釈された前記浸出液を請求項１０〜１３のいずれか１項に記載の前記硫酸大気圧浸出において再利用する工程を更に有することを特徴とする、請求項１５に記載の方法。
17. 請求項１２に記載の（Ａ１）、（Ａ２）、（Ｂ１）又は（Ｂ２）型で浸出し、浸出液と浸出残渣を回収する工程、
    前記浸出残渣を超微粉砕する任意工程、
    前記粉砕されていてもよい浸出残渣を焙焼する工程、
    前記焙焼後に得られた焼鉱を溶解してスラリーを得る工程、
    前記スラリーを直接、又は、前記スラリーを限られた倍率で希釈したものを固液分離して、攻撃性固体残渣と、所望元素を含む焙焼浸出液を得る工程、並びに、
    前記焙焼浸出液からニオブ及び／又はタンタルを分離し、前記ニオブ及び／又はタンタルが分離され、場合によってはさらに希釈された前記浸出液を前記浸出工程において再利用する工程を有することを特徴とする、請求項１１〜１６のいずれか１項に記載の方法。
18. 物理的に濃縮されていてもよい鉱石又は精鉱をスライム除去して、一方では鉄含有スライムを、他方ではスライム除去された鉱石又は精鉱を回収する工程、
    前記工程１で回収したスライムの一部を添加してもよい前記スライム除去鉱石又は精鉱を請求項１２に記載の（Ａ１）、（Ａ２）、（Ｂ１）又は（Ｂ２）型で浸出し、浸出液と浸出残渣を回収する工程、
    前記浸出残渣を超微粉砕する任意工程、
    前記工程１で回収したスライムの別の一部によって鉄を添加して、前記粉砕されていてもよい浸出残渣を焙焼する工程、
    前記焙焼後に得られた焼鉱を溶解してスラリーを得る工程、
    前記スラリーを直接、又は、前記スラリーを限られた倍率で希釈したものを固液分離して、攻撃性残渣と、所望元素を含む焙焼浸出液を得る工程、並びに、
    前記焙焼浸出液からニオブ及び／又はタンタルを分離し、前記ニオブ及びタンタルが分離され、場合によってはさらに希釈された前記焙焼浸出液を前記浸出工程において再利用する工程を有することを特徴とする、請求項１１〜１６のいずれか１項に記載の方法。
19. 鉱石又は精鉱を用いて実施され、
    前記鉱石は、パイロクロア、ユークセナイト、サマルスカイト、ペロブスカイト及びフェルグソナイト類、並びに、これらの混合物である鉱物群から選択されることを特徴とする、請求項１〜１８のいずれか１項に記載の方法。
20. 鉱石又は精鉱中に存在する、ニオブ及びタンタルから選択される少なくとも一元素と、他のウラン及び希土類元素から選択される少なくとも一元素を、好ましくはニオブ、タンタル、ウラン及び希土類元素を回収する方法であって、
    請求項１〜１９のいずれか１項に記載の方法に従って前記元素を溶解する工程、及び、
    前記元素を分離する工程を有することを特徴とする方法。

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