Растворение и извлечение из руд и концентратов по меньшей мере одного элемента из nb или ta и по меньшей мере одного другого элемента из u или редкоземельных элементов

РАСТВОРЕНИЕ И ИЗВЛЕЧЕНИЕ ИЗ РУД И КОНЦЕНТРАТОВ ПО МЕНЬШЕЙ МЕРЕ ОДНОГО ЭЛЕМЕНТА ИЗ Nb ИЛИ Ta И ПО МЕНЬШЕЙ МЕРЕ ОДНОГО ДРУГОГО ЭЛЕМЕНТА ИЗ U ИЛИ РЕДКОЗЕМЕЛЬНЫХ ЭЛЕМЕНТОВ Основным предметом настоящего изобретения является способ растворения по меньшей мере одного элемента, выбранного из ниобия и тантала, и по меньшей мере одного элемента, выбранного из урана и редкоземельных элементов, преимущественно для растворения ниобия, тантала, урана и редкоземельных элементов, присутствующих в руде или рудном концентрате. Указанный способ включает обжиг материала, содержащего указанные элементы, материала смешанного, сухого или в присутствии воды, с реагентом для кислотного обжига, для получения кальцинированного продукта; указанный материал состоит из руды или концентрата или получен из указанной руды или указанного концентрата и указанного реагента для кислотного обжига, для обеспечения обжига в сульфатной среде; растворение в водном растворе кальцинированного продукта для приготовления пульпы, жидкая фракция которой включает железо в трхвалентном состоянии с концентрацией по меньшей мере 50 г/л, предпочтительно по меньшей мере 70 г/л и наиболее предпочтительно по меньшей мере 120 г/л. Настоящее изобретение относится к переработке руд и рудных концентратов с целью количественного извлечения из указанных руд или концентратов обычных элементов ниобия (Nb), тантала (Та), урана (U) и редкоземельных элементов (RE). Предметом настоящего изобретения является, в частности, процесс растворения по меньшей мере одного элемента, выбранного из ниобия и тантала, и по меньшей мере одного другого элемента, выбранного из урана и редкоземельных элементов, присутствующего в руде или рудном концентрате; и способ извлечения указанных растворнных элементов. Способ растворения в соответствии с изобретением обеспечивает количественное растворение ниобия и/или тантала и урана и/или по меньшей мере одного редкоземельного металла (обычно несколько редкоземельных элементов присутствуют и растворяются в соответствии со способом настоящего изобретения) без использования фтористо-водородной кислоты с использованием серной кислоты при определнных условиях. Указанный способ растворения особенно эффективен в том, что он подходит для переработки, в частности, руд, которые далее не могут быть обогащены или могут быть обогащены до некоторой степени лишь с большим трудом физической обработкой (например, тонкоизмельчнные и/или выветренные пирохлорные руды, в частности, очень богатые железом). Способ растворения по изобретению пригоден для растворения всех вышеуказанных элементов,предполагая, что они обязательно присутствуют в перерабатываемой руде или рудном концентрате. Можно говорить о растворении NTURE (N для ниобия, Т для тантала, U для урана и RE для редкоземельного металла(ов или способе переработки NTURE руд или рудных концентратов. В естественном состоянии ниобий и тантал часто входят в сложные минералы, например пирохлор,колумбит, танталит, колумбит-танталит (колтан) и лопарит. Руды или рудные концентраты, содержащие эти минералы, также могут включать уран и редкоземельные элементы. В настоящее время ниобий в основном производится флотационным обогащением пирохлора совместно с пирометаллургической переработкой в алюминотермической печи (Minerals Engineering, Volume 14, Number 1, January 2001, pp 99-105 (7): "Kinetics of Pyrochlore Flotation from Araxa Mineral Depositsniobium mine"). Альтернатива этому способу производства ниобия и тантала, по существу, представляет собой способы разложения действием фтористо-водородной кислоты на концентраты, содержащие химически трудно вскрываемые фазы минералов, такие как танталит и колумбит-танталит ("Extractive Metallurgy of Niobium (Chapter 2: Sources and their treatment procedures" by C.K. Gupta and A.K. Suri, CRCPress, London, pages 49-62. Процессы на основе применения серной кислоты, которые не используют фтористо-водородную кислоту, также описаны в литературе. Обычно они требуют кислотного или сульфатизирующего обжига, объединнного с растворением ниобия и/или тантала в очень кислой средеhigh-purity niobium oxide from pyrochlore-perovskite concentrate", by F.J. Kelly and W.A. Gow) или среде,содержащей либо карбоновые кислоты (CN 1904097; Patent US 2481584) или ионы аммония (Цветные металлы, 1986, т. 27,11, стр. 61-62: "Промышленные испытания и внедрение сульфатной экстракционной технологии для переработки низкосортных тантал-ниобиевых концентратов" А.И. Карпухин, Г.И. Ильина, В.Г. Харлов, А.И. Усенко и Ю.Г. Попов). Что касается урана, обычно его извлекают из руд или рудных концентратов химическим (кислотным) разложением, необязательно проводимым под давлением. Что касается редкоземельных элементов, они обычно получаются из монацитовых, бастнезитовых,ксенотимовых или лопаритовых руд, обогащенных физической обработкой с последующим химическим разложением. Часть нынешнего производства редкоземельных элементов выполняется, таким образом,обжигом бастнезитовых и лопаритовых концентратов с серной кислотой. Альтернативный способ описан в CN 1721559 специально для извлечения редкоземельных элементов и тория. Указанный способ включает а) кальцинацию руды редкоземельного металла и/или концентрата редкоземельного металла в присутствии концентрированной серной кислоты и железа, указанное железо в указанном процессе кальцинации преимущественно выполняет роль в превращении редкоземельных элементов и тория в вещества,которые растворимы в воде или в разбавленном растворе кислоты, и b) выщелачивание водой или разбавленной кислотой полученного кальцинированного продукта. Этот документ известного уровня техники не раскрывает переработку руд или рудных концентратов для извлечения из них ниобия и/или тантала. Он не описывает фильтрат, содержащий высокие концентрации железа, применительно к извлечению ниобия и/или тантала.CN 101492771 описывает способ переработки концентрата хинганитовой руды для извлечения из него лантана, бериллия, тантала и ниобия. Указанный способ включает обжиг концентрата в присутствии серной кислоты и растворение в воде полученного кальцинированного продукта. Данный документ не содержит раскрытия полезного эффекта присутствия высокой концентрации растворнного трхвалентного железа в полученной пульпе. Приведнные примеры иллюстрируют эффект присутствия растворнного трхвалентного железа в указанной пульпе при концентрации 11,6 г/л (пример 1) и 1,1 г/л (пример 2) соответственно (эти значения были рассчитаны из массовых отношений Fe/(Nb + Та. В связи с этим авторы изобретения искали и нашли способ разложения (растворения):a) который использует обычные реагенты, включая серную кислоту (и который не использует фтористо-водородную кислоту); иb) который является высокоэффективным (растворение элементов, в частности ниобия и/или тантала, осуществляется количественно) в случае его осуществления с рудами, которые не могут быть обогащены или могут быть обогащены только в незначительной степени или с трудом при предшествующей физической обработке. Указанный способ основан на положительном действии ионов трхвалентного железа в растворении по меньшей мере одного из элементов, выбранных из ниобия и тантала. В соответствии с первым объектом настоящее изобретение относится к способу растворения по меньшей мере одного элемента, выбранного из ниобия и тантала, и по меньшей мере одного другого элемента, выбранного из урана и редкоземельных элементов, указанные элементы присутствуют в руде или рудном концентрате. Указанный способ преимущественно используют для растворения ниобия, тантала, урана и редкоземельных элементов (обычно совместно присутствуют несколько РЗЭ, но не может быть исключено присутствие только одного редкоземельного элемента), присутствующих совместно в перерабатываемой руде или рудном концентрате. Однако совершенно понятно, что можно растворить только элементы, исходно присутствующие в указанной руде или рудном концентрате. Следует отметить, кстати, что способ изобретения полностью подходит для растворения других ценных элементов,таких как марганец, титан, торий и т.п. Также следует отметить, что руда или рудный концентрат, обрабатываемый в соответствии с изобретением, совершенно очевидно может состоять, соответственно, из смеси руд или смеси концентратов. Кроме того, обрабатываемый исходный материал может состоять из составной смеси руды(руд) и концентрата(ов), которые специалисты в данной области техники также будут обычно описывать как руду или рудный концентрат в соответствии с содержанием ценных элементов. Понятно, что изобретение,таким образом, относится к обработке исходного материала, выбранного из руд, рудных концентратов и их смесей (для растворения элементов, определнных выше, на первой стадии и извлечения указанных элементов на второй стадии). Рудный концентрат может быть любого типа. Он может быть, в частности, минералогическим концентратом, получаемым физическим обогащением, или рудным концентратом, полученным химическим обогащением (таким как остаток выщелачивания). Способ растворения в соответствии с изобретением обычно включает обжиг материала, содержащего искомые элементы, при этом материал смешивают, сухой или в присутствии воды, с реагентом для кислотного обжига для получения кальцинированного продукта; указанный материал, состоящий из указанной руды или концентрата или полученный из указанной руды или указанного концентрата и указанного реагента для кислотного обжига, который обеспечивает обжиг в сульфатной среде; и растворение полученного кальцинированного продукта в водном растворе для получения пульпы,жидкая фракция которой включает трхвалентное железо с концентрацией по меньшей мере 50 г/л, преимущественно по меньшей мере 70 г/л и наиболее предпочтительно по меньшей мере 120 г/л. Способ по изобретению, таким образом, включает две основные стадии, выполняемые последовательно: стадию обжига материала, который включает искомые ценные элементы (элементы, которые желательно растворить), и стадию растворения полученного кальцинированного продукта по окончании указанного обжига. Материал для обжига может состоять из перерабатываемой руды или рудного концентрата. Он также может быть получен из указанной руды или рудного концентрата. Таким образом, он может быть физически обогащенной указанной рудой или рудным концентратом (таким образом перед обжигом) или остатком выщелачивания (указанное выщелачивание проводят до указанного обжига указанной руды или рудного концентрата, необязательно физически обогащенного). Материал, подлежащий обжигу, может быть сухим или содержать воду. В частности, он может быть в виде пульпы, влажного осадка или сухого тврдого вещества. Его (преимущественно тщательно) смешивают с реагентом для обжига. Указанный реагент для обжига является кислотным реагентом (H2SO4 и/или SO3, и/или по меньшей мере один пиросульфат щелочного металла и т.п.), который предусмотрен для обжига в сульфатной среде. Выше было указано, что не требуется добавления фтористо-водородной кислоты. Искомые элементы (Nb и/или Та + U и/или редкоземельный элемент(ы количественно подвергаются воздействию на стадии обжига. Обычно в рамках способа изобретения полученный кальцинированный продукт после стадии обжига растворяют в водном растворе (такой водный раствор обычно включает воду или раствор, содержащий соли (такие как фосфаты и/или сульфаты щелочных металлов, и/или щлочно-земельных металлов,и/или переходных металлов). Такой раствор, содержащий соль, предпочтительно получают при осуществлении способа для получения пульпы, жидкая фракция которой (выделяемая после проведения разделения жидкой/тврдой фаз) включает трхвалентное железо с концентрацией по меньшей мере 50 г/л. Эта концентрация предпочтительно составляет по меньшей мере 70 г/л. Более предпочтительно она больше или равна 100 г/л и даже 120 г/л и обычно не превышает предел растворимости (железа) в среде, которая обычно составляет 150 г/л, для исключения осаждения железа. Количество воды, используемой для растворения, предпочтительно ограничено, наиболее предпочтительно насколько возможно для получения максимальной концентрации растворнных ценных элементов. Как правило, оно составляет 0,5-5 л воды/кг кальцинированного продукта. Преимущественно это количество составляет менее 5 л воды/кг. В таких условиях (сульфатная среда, концентрированная по ионам, в частности по ионам трхвалентного железа), растворение Nb и/или Та оказалась почти количественным. Железо, присутствующее в шламе, может быть получено из кальцинированного продукта или по меньшей мере частично, может быть добавлено к кальцинированному продукту (в жидком и/или тврдом виде (железо может быть добавлено, в частности, в виде водного раствора, полученного при растворении), в любой валентности (в любом случае, на месте, в виде сульфата трхвалентного железа. Источник железа, в частности, может быть представлен железной рудой или концентратом железа в виде оксида или сульфида (например, пирит), солью железа(II) или (III) (например FeSO4, Fe2(SO4)3 или FePO4),раствором железа или металлическим железом. Достижением авторов изобретения является то, что показан критический характер присутствия железа на стадии растворения кальцинированного продукта Указанная стадия растворения кальцинированного продукта может быть осуществлена в соответствии с различными альтернативными формами. Кальцинированный продукт может быть охлаждн для последующего дробления или размола перед растворением. Он может быть использован как есть, в горячем состоянии, на выходе из обжиговой печи. Обычно его суспендируют в ограниченном количестве водного раствора при температуре между температурой окружающей среды и температурой кипения среды,предпочтительно при температуре между 85 С и температурой немного ниже указанной точки кипения. По завершении растворения кальцинированного продукта пульпа или раствор, полученный после проведения разделения жидкой/тврдой фаз с указанной пульпой, могут быть разбавлены (в ограниченное число раз, обычно не более 5) без существенного осаждения растворнных ценных элементов (в основном Nb и/или Та). Такое разбавление предназначено для предотвращения кристаллизации растворнных солей, таких как сульфат железа. Nb и/или Та, присутствующие в фильтрате кальцинированного продукта, полученного после проведения разделения жидкой/тврдой фаз указанного выше типа, могут быть разделены (различными способами, например экстракцией растворителем(ями) или селективным осаждением). Полученный раствор преимущественно может быть возвращн в цикл в начало способа, в начало первой стадией обжига, на стадию предварительного выщелачивания (см. ниже). Такое возвращение в цикл вдвойне уместно потому что оно включает, во-первых, возвращение в цикл кислоты и, вовторых, возвращение в цикл неотделенного(ых) ценного(ых) элемента(ов). Выделение Nb и/или Та из фильтрата обжига действительно было упомянуто выше, но специалисту в данной области техники,вполне очевидно, что отсутствует необходимость в 100% разделении. Это толкование термина "разделение" ("выделение") и термина "выделенный" действует в настоящем тексте и прилагаемых чертежах. Из-за высокой концентрации железа способ изобретения дат возможность растворить искомые ценные элементы при ограниченной свободной кислотности 0,1N[Н+]15N, предпочтительно 1N[H+]6N. Неожиданно, что при такой кислотности присутствующий ниобий и/или тантал остаются в растворе. Специалисты в данной области техники не могут не знать, что в среде с ограниченной кислотностью сульфаты ниобия и тантала обычно гидролизуются соответственно до ниобиевой кислоты (Nb2O5nH2O)on Inorganic Chemistry (pentavalent niobium oxide hydrate or niobic oxide)], by P. Pascal and R. Rohmer, Volume XII, p. 454) и танталовой кислоты (Ta2O5nH2O), которые являются нерастворимыми. Присутствие железа, таким образом, является особенно благоприятным. Таким образом, растворение кальцинированного продукта в соответствии с изобретением преимущественно проводят без добавления серной кислоты. Следует отметить, что добавление подпиточной серной кислоты для оптимизации уровня кислотности не может быть полностью исключено, но в любом случае, растворение кальцинированного продукта в соответствии с изобретением не проводится в сильнокислой среде (как, например, рекомендовано в US 3087809). Растворение кальцинированного продукта предпочтительно осуществляют (в частности, после прямого обжига руды (без предварительного выщелачивания, см. ниже с добавлением по меньшей мере одного, обычно одного восстановителя к указанному кальцинированному продукту. Такой восстановитель не должен использоваться в избытке, что целесообразно для железа, присутствующего в растворе,чтобы железо оставалось в трхвалентном состоянии. Этот восстановитель участвует, в частности, в растворении марганца. Диоксид серы (SO2) подходит в качестве такого восстановителя. Стадия обжига способа изобретения может состоять из кислотного обжига или сульфатизирующего обжига. Специалистам в данной области техники известны оба эти типа обжига. Первый представляет собой реакцию в жидкой/тврдой фазах (H2SO4/материал, который должен быть обожжен) и второй представляет реакцию газ/тврдое вещество (газообразный SO3 (обычно образующийся на месте из SO2,H2SO4, по меньшей мере одного пиросульфата щелочного металла и т.п.)/материал, который должен быть обожжен). Далее представлена некоторая информация относительно этих двух типов обжига. Указанная информация никоим образом не является ограничивающей. Кислотный обжиг. Обычно его осуществляют при 150-400 С с использованием серной кислоты 100-3000 кг H2SO4/т сухого вещества для обжига и предпочтительно 500-1500 кг/т. Кислый раствор, который пропитывает материал для обжига, включает 30-98% H2SO4 в соответствии с влажностью материала, который подвергают кислотному обжигу. Температура кипения, как правило, составляет 108-340 С. Этот кислотный обжиг может быть осуществлн ниже или выше точки кипения, предпочтительно при 250-300 С. Минеральной фаза, включающая NTURE (по меньшей мере, некоторые из них) разлагается количественно,например 90% фазы пирохлора. Затем формируются растворимые сульфаты металла. Оксиды металлов минеральной фазы разлагаются серной кислотой в соответствии сMOx+xH2SO4M(SO4)x+xH2O, в частности железа: 2FeOOH+3H2SO4Fe2(SO4)3+4 Н 2 О,редкоземельных элементов (RE): RE2O3+3H2SO4RE2(SO4)3+3 Н 2 О. По данным Я.Г. Горощенко (Журнал неорганической химии, т. 1,5, 1956, с. 903-908), Nb2O5 может образовывать различные сульфатные соединения по реакции с серной кислотой. По данным Я.Г. Горощенко (см. выше) и в соответствии с патентом CN 1904097 ниобий, присутствующий в пирохлоре, как полагают, разлагается при обжиге выше 150 С с получением Nb2O3(SO4)2. Считается, что реакция извлечения тантала идентична. Сульфатизирующий обжиг. Обычно его осуществляют при 400-700 С, предпочтительно при 450-550 С с использованием газообразного триоксида серы (SO3), который образуется или окислением диоксида серы (SO2), или разложением серной кислоты (H2SO4), или разложением пиросульфата щелочного металла (M2S2O7, где М=Na, K и т.п.). Оксиды металлов минеральных фаз сульфатизируются под действием газообразного SO3 в соответствии сMOx+xSO3(г)M(SO4)x, в частности железа: 2FeOOH+3SO3Fe2(SO4)3+Н 2 О,редкоземельных элементов (RE): RE2O3+3SO3RE2(SO4)3. Затем формируются растворимые сульфаты металла. Предполагается, что ниобий, присутствующий в пирохлоре, реагирует при обжиге выше 150 С с получением Nb2O3(SO4)2. Считается, что реакция с танталом идентична. Уран и редкоземельные элементы, которые могут присутствовать в материале для обжига (пирохлор или другие минеральные фазы), могут существовать в различных валентных состояниях. По завершению осуществления обжига они превращаются в формы, которые растворимы в среде концентрированного сульфата железа. Обжиг способа изобретения независимо от определнной методики преимущественно проводят в присутствии железа в трхвалентном состоянии. Присутствие трхвалентного железа при обжиге (в дополнение к присутствующему трхвалентному железу при растворении, см. выше) повышает выход разложения минеральной фазы, содержащей ниобий и/или тантал, в частности пирохлора. Как правило, это улучшение является значимым при содержании железа, когда мольное отношение Fe/(Nb+Та) более 2. Понятно, что соответствующее отношение выражается Fe/Nb, Fe/Ta или Ta/(Nb+Та) в зависимости от присутствия, совместного или отдельного, элементов ниобия и тантала в соответствующем материале (очевидно, по меньшей мере один из указанных элементов присутствует). Указанное мольное отношение Fe/(Nb+Та) преимущественно составляет более 3,5 и наиболее преимущественно более 6. Количество железа, присутствующего при обжиге, может присутствовать в материале, подлежащему обжигу (например, часть остатка выщелачивания (см. ниже) железной руды), или может быть добавлено, по меньшей мере частично, в жидкой и/или тврдой форме к указанному материалу для обжига(также железо можно добавить введением части ультрадисперсной руды или рудного концентрата, называемых "шламы", отделнных заранее). Источник железа, таким образом, может быть в различных физических состояниях, тврдом и/или жидком, и во всех возможных валентных состояниях железа (в соответствии с условиями осуществления обжига, указанное железо является трхвалентным). Источник железа, в частности, может быть железной рудой или железным концентратом в виде оксидов или сульфидов (пирит, например), солью двух- или трхвалентного железа (например, FeSO4, Fe2(SO4)3 или FePO4),раствором, содержащим железо, или металлическим железом. Вне зависимости от источника железа,если он содержит указанное железо в валентности, отличной от трхвалентной, железо окисляется на месте при обжиге. Таким образом, достижение авторов изобретения состоит в том, что показано полезное присутствие трхвалентного железа в качестве вспомогательного вещества для растворения ниобия и тантала при растворении кальцинированного продукта и преимущественно при обжиге и растворении кальцинированного продукта в контексте переработки руды или рудного концентрата NTURE. Кроме того, авторы изобретения также отметили, что наличие фосфатов полезно при обжиге. Таким образом, в соответствии с предпочтительным альтернативным осуществлением способа изобретения обжиг осуществляют в присутствии фосфата, преимущественно с мольным отношением PO4/(Nb+Та) более 2 и преимущественно более 6; указанный фосфат уже присутствует в материале для обжига и/или добавлен, по меньшей мере частично, в жидкой и/или тврдой форме к указанному материалу для обжига. Из вышеприведнного видно, что материал для обжига может состоять из руды (прямой обжиг), из рудного концентрата (концентрат, полученный после предварительного обогащения: также можно говорить о прямом обжиге в контексте осуществления способа изобретения) или из материала, полученного из таких руд или рудных концентратов (здесь речь идт о непрямом обжиге, поскольку способ изобретения включает обработку указанной руды или рудного концентрата, которую проводят до обжига). Таким образом, в соответствии с альтернативной формой способ изобретения включает физическое обогащение и/или химическую обработку перерабатываемой руды или рудного концентрата, которые проводят до обжига. Такое физические обогащение может быть основано на любом традиционном способе физического обогащения тврдого материала, например оно может состоять из низкоинтенсивного магнитного разделения (для удаления магнитных частиц) или флотации (типа флотации кремнезма или флотации апатита). Такая химическая обработка преимущественно включает кислотное атмосферное выщелачивание,более преимущественно сернокислотное атмосферное выщелачивание. Такое выщелачивание, таким образом, может быть осуществлено с рудой, рудным концентратом, физически обогащенной рудой или физически обогащенным рудным концентратом. Такое выщелачивание предпочтительно проводить до растворения матрицы (с элементами матрицы, такими как Fe, Al, P, Mn и т.п.) действием использованной кислоты, более предпочтительно серной кислоты. Это лишь частично выщелачивает искомые ценные элементы (NTURE). Это дает возможность уменьшить количество материала для осаждения при обжиге. Значительная часть урана может быть извлечена на этой стадии (как правило, 60-80%). Однако ниобий и/или тантал количественно не растворяются при таком выщелачивании, когда эти элементы входят в трудновскрываемые фазы минералов, например в пирохлор. Такое выщелачивание предпочтительно проводят в соответствии с одной или другой из двух альтернативных форм, указанных ниже. В частности, указанное выщелачивание может быть осуществлено либо в одну стадию, называемую "прямоточная",либо в две стадии "противотоком". Первый стадия обозначается как "мягкая", поскольку кислотность ограничена добавлением материала, подлежащего выщелачиванию (руда или концентрат), который нейтрализует рециклируемую кислотность. Вторая стадия обозначается как "жсткая", поскольку это - стадия, где вводится кислота. Выщелачивающий агент (выщелачиватель) преимущественно является серной кислотой (H2SO4). Другими словами, способ растворения изобретения преимущественно включает до обжига:A) выщелачивание в одну стадию, прямоточное, в присутствии (добавленной) серной кислоты (такое выщелачивание обычно проводят при температуре 10-115 С), затем разделение тврдой/жидкой фаз,которое дат фильтрат (удаляемый перед обжигом, который содержит часть искомых элементов) и остаток выщелачивания, который должен быть подвержен обжигу; илиB) выщелачивание в две стадии противотоком, включающее первую стадию выщелачивания (проводимую в мягких условиях (без добавления серной кислоты) при действии на выщелачиваемый материал жидкости с остаточной рециклированной кислотностью (см. ниже, затем разделение тврдой/жидкой фаз, которое дат фильтрат (удаляемый перед обжигом, который содержит часть искомых элементов) и первый остаток выщелачивания, и вторую стадию выщелачивания, проводимую с указанным остатком выщелачивания в присутствии серной кислоты (в жстких условиях), затем разделение тврдой/жидкой фаз, которое дат второй остаток выщелачивания, предназначенный для обжига, и жидкость с остаточной кислотностью, преимущественно возвращаемую в цикл (этот второй фильтрат может быть возвращн в цикл, непосредственно или после выделения по меньшей мере части присутствующих в нм ценных элементов (см. ниже, на указанную первую (мягкую) стадию выщелачивания. Предварительную стадию выщелачивания преимущественно (со ссылкой на оптимизацию потребления кислоты) осуществляют в соответствии с е альтернативной вышеуказанной формой В), которая таким образом дат перед обжигом, с одной стороны, после "мягкого" выщелачивания, фильтрат с ограниченной остаточной кислотностью и, с другой стороны, после "жсткого" выщелачивания, остаток выщелачивания, предназначенный для обжига. Выщелачивание в одну стадию, прямоточную, в присутствии H2SO4, как было указано в пункте А) выше, может осуществляться в условиях существования "двухвалентного" или "трхвалентного" железа. Каждое из указанных условий существования "двухвалентного" или "трхвалентного" железа определено"Трхвалентное железо". Потенциал составляет более 500 мВ Ag/AgCl, предпочтительно более или равен 600 мВ/AgCl так,чтобы ограничить количество ионов двухвалентного железа в растворе. Выщелачивателем является серная кислота (H2SO4). Матрица, например, смесь крандаллита и гтита, выщелачивается в соответствии с 2Fe(III)OOH+3H2SO4Fe(III)2(SO4)3+4 Н 2 О 2CaAl3(РО 4)(НРО 4)(ОН)6+11H2SO4 3Al2(SO4)3+2CaSO42H2O+8H2O+4H3PO4. На разрушение 1 моль железа Fe в среде трхвалентного железа расходуется таким образом 1,5 моль H2SO4 и на 1 моль крандаллита расходуется 5,5 моль H2SO4. Восстановитель (по меньшей мере один), такой как диоксид серы (SO2) или металл (железо, цинк, железный лом и т.п.) может быть введн в виде измельчнного материала или породы (металлический порошок, скрал и т.п.) в качестве подпитки. Он действует, априори, преимущественно в восстановлении оксидов марганца, возможно присутствующих в обрабатываемой руде или рудном концентрате."Двухвалентное железо". Потенциал составляет менее 500 мВ Ag/AgCl и предпочтительно менее или равен 450 мВ Ag/AgCl так, чтобы ограничить количество ионов трхвалентного железа в растворе. Выщелачиватель является серной кислотой (H2SO4). Если присутствует диоксид серы (SO2), он выполняет двойную роль выщелачивателя и восстановителя (см. ниже). Восстановление среды проводят добавлением (по меньшей мере) одного восстановителя,такого как диоксид серы (SO2), металл (железо, цинк, железный лом и т.п.) в виде измельчнного материала или породы (металлический порошок, скрап и т.п.). Железо выщелачивается в виде Fe2+ в соответствии с 2Fe(III)OOH+3H2SO4Fe(III)2(SO4)3+4 Н 2 О (1)Fe(III)2(SO4)3+SO2+2H2O2Fe(II)SO4+2H2SO4 (4a) 2Fe(III)OOH+H2SO4+SO22Fe(II)SO4+2H2O (4). Восстановление (4 а) дат возможность регенерировать кислотность, в результате чего при разложении H2SO4 в среде с двухвалентным железом на 1 моль Fe (при возможном присутствии восстановителяSO2) расходуется 1 моль кислоты (совместно H2SO4 и SO2), а именно на половину моля меньше, чем в среде трхвалентного железа. Присутствующие ионы трхвалентного железа участвуют в растворении ниобия или (и, если оба присутствуют) тантала (см. выше), и при превращении указанных ионов трхвалентного железа в ионы двухвалентного железа вызывают осаждение указанного ниобия или(и) указанного тантала, выщелоченного, растворнного до полного восстановления ионов трхвалентного железа до ионов двухвалентного железа. Проведение выщелачивания при температуре, близкой к температуре кипения, например выше 90 С, дат возможность улучшить осаждение ниобия и(или) тантала, так как это способствует термическому осаждению этих элементов. Выщелачивание поэтому предпочтительно проводят в среде, содержащей двухвалентное железо для отделения Nb и(или) Та от U и(или) редкоземельных элементов, начиная со входа процесса. Это также делает возможным ограничить расход выщелачивателя на матрицу (например, совместно SO2 иH2SO4). Таким образом, выщелачивание, упоминаемое в пункте А) выше, может быть осуществлено нижеследующими альтернативными путями и состоит из А 1) выщелачивания в одну стадию, прямоточного, при потенциале более 500 мВ Ag/AgCl и предпочтительно более или равном 600 мВ Ag/AgCl, в присутствии (добавленной) H2SO4 и необязательно добавления по меньшей мере одного (обычно одного) восстановителя, такого как диоксид серы (SO2) или металл (железо, цинк, железный лом и т.п.) в виде измельчнного или плотного материала (металлический порошок, скрап и т.п.), последующего разделения тврдой/жидкой фаз, которое дат фильтрат с двухвалентным железом (отделяемый перед обжигом и который включает часть искомых элементовNTURE) и остаток после выщелачивания, предназначенный для обжига; или А 2) выщелачивания в одну стадию, прямоточную, при потенциале менее 500 мВ Ag/AgCl и предпочтительно менее или равным 450 мВ Ag/AgCl, в присутствии (добавленной) H2SO4, и по меньшей мере одного (обычно одного) восстановителя, такого как диоксид серы (SO2) или металл (железо, цинк, железный лом и т.п.) в виде измельчнного или плотного материала (металлический порошок, скрап и т.п.),последующего разделения тврдой/жидкой фаз, которое дат фильтрат с двухвалентным железом (отделяемый перед обжигом и который включает основную часть урана и/или редкоземельных элементов) и остаток после выщелачивания, обогащенный по ниобию и/или танталу, предназначенный для обжига. Таким же образом выщелачивание в две стадии, противотоком, упомянутое в пункте В) выше, может быть осуществлено двумя альтернативными путями, указанными ниже и состоящими из В 1) выщелачивания в две стадии, противотоком, включающего первую стадию выщелачивания при потенциале более 500 мВ Ag/AgCl и предпочтительно более или равном 600 мВ Ag/AgCl в присутствииH2SO4 (возвращнная в цикл, преимущественно со второй стадии выщелачивания) и необязательно добавления по меньшей мере одного (обычно одного) восстановителя, такого как диоксид серы (SO2) или металл (железо, цинк, железный лом и т.п.) в виде измельчнного или плотного материала (металлический порошок, скрап и т.п.), последующего разделения тврдой/жидкой фаз, которое дат фильтрат с двухвалентным железом (отделяемый перед обжигом, который включает часть искомых элементов), и первый остаток выщелачивания и вторую стадию выщелачивания осуществляют с первым остатком выщелачивания при потенциале более 500 мВ Ag/AgCl и преимущественно более или равном 600 мВAg/AgCl в присутствии H2SO4 и необязательно добавления по меньшей мере одного (обычно одного) восстановителя, такого как диоксид серы (SO2) или металл (железо, цинк, железный лом и т.п.) в виде измельчнного или плотного материала (металлический порошок, скрап и т.п.), или при потенциале менее 500 мВ Ag/AgCl и предпочтительно менее или равном 450 мВ Ag/AgCl в присутствии H2SO4 и по меньшей мере одного (обычно одного) восстановителя, такого как диоксид серы (SO2) или металл (железо, цинк, железный лом и т.п.) в виде измельчнного или плотного материала (металлический порошок,скрап и т.п.), последующего разделения тврдой/жидкой фаз, которое дат второй остаток выщелачивания, предназначенный для обжига, и жидкости (фильтрат, содержащий двух- или трхвалентное железо) с остаточной кислотностью, пригодной для возвращения в цикл на первую стадию выщелачивания; или В 2) выщелачивания в две стадии, противотоком, включающего первую стадию выщелачивания при потенциале менее 500 мВ Ag/AgCl и предпочтительно менее 450 мВ Ag/AgCl в присутствии H2SO4 (возвращнная в цикл преимущественно со второй стадии выщелачивания) и по меньшей мере одного(обычно одного) восстановителя, такого как диоксид серы (SO2) или металл (железо, цинк, железный лом и т.п.) в виде измельчнного или плотного материала (металлический порошок, скрап и т.п.), последующего разделения тврдой/жидкой фаз, которое дат фильтрат, содержащий двухвалентное железо (удалнный перед обжигом и который включает в основном уран и редкоземельные элементы, если они присутствовали на начальной стадии) и первый остаток выщелачивания, и второй стадии выщелачивания,проводимой с указанным первым остатком выщелачивания либо при потенциале более 500 мВ Ag/AgCl и предпочтительно более или равным 600 мВ Ag/AgCl в присутствии H2SO4 и необязательно добавления по меньшей мере одного (обычно одного) восстановителя, такого как диоксид серы (SO2) или металл(железо, цинк, железный лом и т.п.) в виде измельчнного или плотного материала (металлический порошок, скрап и т.п.), или при потенциале менее 500 мВ Ag/AgCl и предпочтительно менее или равном 450 мВ Ag/AgCl, в присутствии H2SO4 и по меньшей мере одного (обычно одного) восстановителя, такого как диоксид серы (SO2) или металл (железо, цинк, железный лом и т.п.) в виде измельчнного или плотного материала (металлический порошок, скрап и т.п.), последующего разделения тврдой/жидкой фаз, которое дат второй остаток выщелачивания, обогащенный по ниобию и/или танталу, предназначенный для обжига, и жидкость (фильтрат, содержащий двух- или трхвалентное железо), преимущественно возвращаемая в цикл на указанную первую стадию выщелачивания. Указанная жидкость, преимущественно возвращаемая в цикл на указанную первую стадию выщелачивания, может быть возвращена в цикл непосредственно (как есть) или после отделения. по меньшей мере частичного, ниобия и/или тантала, присутствующего в ней (после отделения, по меньшей мере частичного, ниобия и/или тантала, присутствующего в ней). Такое разделение может быть любого типа. Оно может состоять, в частности, из селективного осаждения или экстракции растворителем. Альтернативные вышеуказанные формы B1) и В 2), таким образом, включают первую стадию выщелачивания, выполняемую соответственно в условиях содержания трхвалентного железа (B1 и в условиях содержания двухвалентного железа (В 2, и вторая стадия выщелачивания проводится в условиях содержания двух- или трхвалентного железа. Видно, что используемый таким образом противоток между кислотой и материалом, предназначенным для выщелачивания (руда или концентрат) особенно эффективен относительно оптимизации расхода кислоты, необходимой для растворения структуры матрицы и оптимизации разложения матрицы. В свете вышесказанного следует понимать, что предварительная стадия выщелачивания преимущественно осуществляется в соответствии с е альтернативными формами А 2) и В 2), которые таким образом дают перед обжигом, с одной стороны, фильтрат, содержащий двухвалентное железо (богатый по урану и/или редкоземельным элементам) и, с другой стороны, остаток выщелачивания, предназначенный для обжига, обогащенный по ниобию и/или танталу. Указанную предварительную стадию выщелачивания очень целесообразно проводить в соответствии с альтернативной формой В 2). Материал, предназначенный для обжига, предпочтительно измельчают перед обжигом. Такой размол направлен на улучшение эффективности обжига материала увеличением доступности для реагентов минеральных фаз, содержащих ценные элементы. Размол преимущественно проводят для получения 100% частиц размером 30 мкм массы, предназначенной для обжига (т.е. с размером частиц 30 мкм),преимущественно для получения 100% частиц размером 15 мкм массы, предназначенной для обжига (т.е. с размером частиц 15 мкм) и более преимущественно для получения 100% частиц размером 10 мкм массы, предназначенной для обжига (т.е. с размером частиц 10 мкм). Соответствующий размол, таким образом, является ультратонким размолом. Следует отметить, что в любом случае даже без ультратонкого размола операция обычно проводится, в контексте способа изобретения, с материалом с размером частиц менее 700 мкм и преимущественно менее 400 мкм (материал, который обычно был предварительно размолот). Специалистам в данной области понятно, что необязательные стадии способа изобретения, рассмотренные выше, будет осуществляться перед обжигом, которые целесообразно проводить в следующем порядке: физическое обогащение,выщелачивание и размол,конечно, при условии, что выполняются по меньшей мере две указанные стадии. Также может быть предусмотрено в случае переработки согласно изобретению железной руды или концентрата железной руды обесшламливание (удаление шлама) указанной руды или концентрата, предназначенное для отделения шламов (ультрадисперсных) от других частиц. Такое обесшламливание может осуществляться в микроциклонах. Порог размера частиц обычно составляет 5-20 мкм, предпочтительно 5-10 мкм. Часть удалнного шлама предпочтительно используют в способе по изобретению далее в качестве источника железа (при растворении кальцинированного продукта и/или обжиге). Что касается последующего растворения кальцинированного продукта согласно изобретению, необязательное разбавление с ограниченной кратностью (которая обычно не превышает 5) для предотвращения осаждения растворяемых элементов, было упомянуто выше. Вообще может быть отмечено, что способ изобретения преимущественно включает после растворения кальцинированного продукта разделение тврдой/жидкой фаз непосредственно пульпы или после дополнительной стадии разбавления указанной пульпы с ограниченной кратностью (предпочтительно 5) для предотвращения осаждения растворнных элементов, указанное разделение тврдой/жидкой фаз дат тврдый остаток разложения и фильтрат обжига, включающий указанные растворнные элементы. В контексте этого предпочтительного варианта преимущественным является обеспечение разделения ниобия и/или тантала в растворе в указанном фильтрате обжига, и преимущественно возвращения в цикл указанного фильтрата, из которого были выделены указанный ниобий и/или тантал, который необязательно разбавляют для осуществления сернокислотного атмосферного выщелачивания до обжига (см. выше). Выделение ниобия и (или) тантала из раствора, в котором он(они) присутствуют, как указано выше. Такое выделение может быть осуществлено, в частности, экстракцией растворителем (см. фигуры) либо селективным осаждением. Очищенный от Nb и/или Та раствор преимущественно возвращают в цикл. Его кислотность таким образом возвращается в цикл. Далее раскрываются два предпочтительных осуществления способа изобретения. Эти два осуществления представлены в виде схемы на фиг. 3 и 4. В соответствии с первым осуществлением способ растворения изобретения включает выщелачивание в соответствии с указанным выше типом А) или В (преимущественно А 1), А 2), В 1) или В 2) вышеуказанного типа и более преимущественно А 2) или В 2) вышеуказанного типа) и извлечение (последующее) из фильтрата и остатка выщелачивания; необязательное сверхтонкое измельчение указанного остатка выщелачивания; обжиг указанного необязательно измельчнного остатка выщелачивания; растворение полученного кальцинированного продукта, полученного после указанного обжига для получения пульпы; разделение жидкой/тврдой фаз, выполняемое непосредственно с указанной пульпой или пульпой,разбавленной с ограниченной кратностью (см. выше), которое дат тврдый остаток разложения и фильтрат обжига, включающий искомые ценные элементы (растворнные); выделение ниобия и/или тантала из указанного фильтрата обжига и возвращение в цикл фильтрата,из которого был выделен указанный ниобий и/или тантал (см. как выше толкование термина "выделен"),который необязательно разбавляется для осуществления указанного выщелачивания. В соответствии со вторым осуществлением растворение способом изобретения включает обесшламливание руды или концентрата (содержащего железо), который необязательно обогащен физически, для извлечения, с одной стороны, шлама, включающего железо, и, с другой стороны, обесшламленной руды или концентрата (т.е. руды или концентрата, освобожднного по меньшей мере от части (обычно более 50 мас.%) его шлама); выщелачивание А) или Б) вышеуказанного типа (преимущественно A1), А 2), В 1) или В 2) вышеуказанного типа и более преимущественно А 2) или В 2) вышеуказанного типа), проведнное с указанной обесшламленной рудой или концентратом, необязательно с добавлением части шлама, извлечнного выше на стадии 1 (обычно часть указанного извлечнного шлама, не использованного далее в обжиге), и последующее извлечение фильтрата и остатка выщелачивания; необязательный сверхтонкий размол указанного остатка выщелачивания; обжиг указанного необязательно измельчнного остатка выщелачивания, проводимый с добавлени-8 024127 ем железа с использованием другой части шлама, полученного на вышеуказанной стадии 1; растворение кальцинированного продукта, полученного по завершению указанного обжига, для получения пульпы; разделение жидкой/тврдой фаз, выполняемое непосредственно с указанной пульпой или с указанной пульпой, разбавленной с ограниченной кратностью (см. выше), в результате которого получают остаток разложения и фильтрат обжига, включающий искомые элементы (растворнные); выделение ниобия и/или тантала из указанного фильтрата обжига и возвращение в цикл указанного фильтрата обжига, из которого ранее был/были выделены ниобий и/или тантал, который необязательно разбавляют для осуществления указанного выщелачивания. Вышеописанный способ растворения указанных элементов Nb и/или Ta+U и/или редкоземельных элементов подходит для переработки любой руды или рудного концентрата, включающих указанные элементы. Он подходит для переработки, в частности, руд и рудных концентратов, руды, касающейся выбора из минералов групп пирохлора (общей формулы A2B2O6(O,OH,F), где А=U, RE, Na, Ca, Ba, Th или Bi (в частности) и В=Nb, Та, Ti или Fe (в частности, эвксенита, самарскита, перовскита или фергусонит и их смесей. Такие руды и рудные концентраты необязательно включают железо. Как было указано выше, особенно выгодно то, что способ подходит для переработки руд, которые не могут быть обогащены или могут быть обогащены в незначительной степени или лишь с трудом путем предварительной физической обработки. По завершению осуществления способа растворения в соответствии с изобретением, описанного выше, искомые ценные элементы получают таким образом в растворе, фактически они действительно присутствуют по меньшей мере в одном растворе. Указанный способ может, в частности, давать по меньшей мере один или несколько растворов, включающих Nb и/или Ta + U и/или редкоземельные элементы. В любом случае NTURE, присутствующие в перерабатываемом материале, находятся в растворе. Для их извлечения целесообразно отделить от их растворителя. Выше были упомянуты процессы, известные специалистам в данной области техники, для получения такого разделения: экстракция растворителем, селективное осаждение и т.п. Согласно второму объекту настоящее изобретение относится, таким образом, к способу извлечения по меньшей мере одного элемента, из ниобия и тантала и по меньшей мере одного другого элемента из урана и редкоземельных элементов, преимущественно к извлечению ниобия, тантала, урана и редкоземельных элементов, присутствующих в руде или рудном концентрате, характеризующемуся тем, что он включает растворение указанных элементов (ценных) в соответствии с вышеописанным способом растворения и выделение указанных элементов (ценных). Специалистам в данной области техники известны различные технологии отделения элементов один от другого. Изобретение далее будет описано со ссылкой на прилагаемые фигуры, без ограничения таковыми. Эти фигуры повторяют и содержат большой объм информации. Эта информация представляет собой неотъемлемую часть описания изобретения. Фиг. 1 схематически представляет основное альтернативное осуществление процессов изобретения(растворение с последующим извлечением). Фиг. 2 А 1, 2 А 2, 2 В 1 и 2 В 2 дают схематическое представления альтернативных форм стадии выщелачивания, необязательно проводимой перед обжигом, в процессах изобретения. Фиг. 3 схематически представляет альтернативные осуществления процессов по изобретению до выщелачивания. Фиг. 4 схематически представляет альтернативную форму в соответствии с фиг. 3, проводимую с рудой с использованием шлама указанной руды в качестве источника железа. Предварительные замечания: 1) необязательные операции (необязательные стадии, необязательные добавки) указаны на фигурах пунктирными линиями; 2) предполагается, что перерабатываемый материал содержит Nb, Та, U и RE. Способ изобретения,представленный схематически на фиг. 1, осуществляется непосредственно (без предварительного выщелачивания) с рудой или концентратом, содержащим ценные элементы: Nb, Та, U и RE. Он необязательно включает стадию ультратонкого размола (для получения материала, предназначенного для обжига с размером частиц менее или равным 30 мкм) предназначенного для переработки материала (руды или концентрата). Он включает последовательные стадии обжига (схематично представлены две альтернативные формы сульфатизирующего обжига и кислотного обжига) и растворения кальцинированного продукта,полученного по завершении указанного обжига. Указанная стадия растворения проводится в присутствии железа с небольшим количеством воды (используют концентрированный раствор для получения пульпы, содержащей по меньшей мере 50 г/л железа). Присутствующее железо (трхвалентное железо на указанной стадии растворения) может появиться, по меньшей мере частично, из перерабатываемой руды или рудного концентрата; оно может быть добавлено, по меньшей мере частично, к указанному кальцинированному продукту; оно также может быть добавлено, по меньшей мере частично, к материалу,предназначенному для обжига. SO2 (восстановитель) также может быть при желании добавлен на стадии растворения. При желании, его добавляют в небольших количествах (показана необязательная "подпитка" SO2), поскольку, как указывалось выше, железо должно присутствовать в трхвалентном состоянии. Пульпа, полученная по завершению стадии растворения, непосредственно (в соответствии с представленной альтернативной формой) подвергается разделению жидкая фаза/тврдая фаза. Тврдая фаза составляет остаток разложения, а жидкая фаза или фильтрат обжига с трхвалентным железом включает растворнные ценные элементы Nb, Та, U и RE. Представленная заключительная стадия является стадией выделения указанных растворнных ценных элементов (для их раздельного извлечения). Фиг. 2 А 1 и 2 А 2 иллюстрируют первое альтернативное осуществление предварительного (атмосферное кислотное) выщелачивания (вышеуказанный вариант А), которое ограничено кислотным разложением посредством H2SO4 с последующим разделением тврдой/жидкой фаз. Таким образом, уменьшается количество материала, предназначенного для обжига. Удаляют атмосферный фильтрат, который включает часть ценных элементов, изначально присутствующих в перерабатываемом материале. Дальнейшее иллюстрируется более точно: на фиг 2 А 1 использование указанного прямоточного выщелачивания в присутствии трхвалентного железа. Восстановитель, например SO2, не обязательно добавляют (поэтому обозначены пунктирные линии) и в любом случае он добавляется только в качестве подпитки. Выход извлечения ценных элементов(присутствующих в материале, предназначенном для выщелачивания) варьируется в зависимости от соответствующего элемента. Как правило, он остатся низким для ниобия и тантала (см. примерыиниже); на фиг. 2 А 2 использование указанного противоточного выщелачивания в присутствии двухвалентного железа. Восстановитель, например SO2, добавляют обязательно. Этот восстановитель вызывает осаждение выщелоченного ниобия и/или тантала (предполагается, что эти два элемента присутствуют в выщелачиваемом материале) и образование фильтрата атмосферного выщелачивания, содержащего трхвалентное железо, который в основном содержит уран и редкоземельные элементы (если они изначально присутствуют в выщелачиваемом материале), затем получают остаток выщелачивания, обогащенный по ниобию и танталу (предполагается, что эти два элемента присутствуют в выщелачиваемом материале) (см.ниже). Фиг. 2 В 1 и 2 В 2 иллюстрируют второе альтернативное осуществление предварительного (атмосферное кислотное) выщелачивания (вышеуказанный вариант В). Материал для выщелачивания подвергают первой стадии выщелачивания, которая описывается как стадия "мягкого" выщелачивания, постольку она осуществляется без использования H2SO4 действием на указанный материал жидкостью,возвращнной в цикл, с остаточной кислотностью, из-за использования H2SO4 для проведения второй стадии выщелачивания; указанная возвращнная в цикл жидкость состоит из фильтрата второй стадии выщелачивания. Указанная вторая стадия выщелачивания (которая описывается как "жсткая" стадия выщелачивания в связи с использованием H2SO4) проводится с (тврдым) остатком выщелачивания первой стадии выщелачивания. За каждой стадией выщелачивания следует разделение тврдой/жидкой фаз, которое дат фильтрат(жидкий) и остаток (тврдый). Такое двухстадийное предварительное выщелачивание дат подобно одностадийному выщелачиванию (см. фиг. 2 А) атмосферный фильтрат, который включает часть искомых ценных элементов (в растворе), и остаток выщелачивания, подлежащий переработке в соответствии с изобретением (обжиг + энергичное растворение в присутствии железа). Последующее иллюстрируется более конкретно: на фиг. 2 В 1 осуществление выщелачивания противотоком с первой "мягкой" стадией выщелачивания в присутствии трхвалентного железа (добавляется только подпитка восстановителя, такого как SO2),на которой получается фильтрат атмосферного выщелачивания с трхвалентным железом, который содержит часть искомых NTURE элементов (присутствующих в выщелачиваемом материале), и вторая"жсткая" стадия выщелачивания в присутствии трхвалентного железа; на фиг. 2 В 2 осуществление выщелачивания противотоком с первой "мягкой" стадией выщелачивания в присутствии двухвалентного железа (см. использование восстановителя), на которой получается фильтрат атмосферного выщелачивания с двухвалентным железом, который включает основную часть урана и/или редкоземельных элементов (если они присутствуют изначально в выщелачиваемом материале) и остаток выщелачивания, обогащенный по ниобию и/или танталу. Следует отметить, что фильтрат второго "жсткого" выщелачивания, проводимого с трхвалентным железом, может быть возвращн в цикл (с собственной кислотностью) непосредственно или после выделения из него Nb, Та и т.п. "Полное" выделение представлено схематически. Здесь следует напомнить, кстати, что второе жсткое выщелачивание, осуществляемое в присутствии двухвалентного железа, представленное на указанных фиг. 2 В 1 и 2 В 2, без добавления подпитки восстановителя, может совместно в контексте изобретения также осуществляться в присутствии трхвалентного железа с добавлением подпитки или в присутствии двухвалентного железа (таким образом, с обязательным добавлением восстановителя). Фиг. 3 иллюстрирует альтернативные осуществления способа по изобретению с предварительным атмосферным выщелачиванием и предпочтительное альтернативное осуществление последующей переработки полученного фильтрата обжига с трхвалентным железом. На указанной фиг. 3 фактически повторяется фиг. 1, т.е. основные стадии способа изобретения (необязательно ультратонкого размола + обжига + энергичного растворения кальцинированного продукта в присутствии железа + разделения тврдой/жидкой фаз с извлечением жидкости (фильтрат обжига, включающий трхвалентное железо, содержит в растворе искомые ценные элементы). Кроме того, предложено предварительное выщелачивание (в соответствии с фиг. 2 А 1, 2 А 2, 2B1 или 2 В 2) и предложена последующая в соответствии с альтернативной формой переработка фильтрата для извлечения ниобия и тантала, присутствующих в растворе. В соответствии с представленной альтернативной формой (проведением экстракции растворителем) указанные ниобий и тантал извлекаются в концентрированном потоке (здесь можно совместно обеспечить, как указано выше, извлечение в тврдой форме после осаждения). В соответствии с представленной альтернативной формой фильтрат, из которого извлечены указанные Nb и Та, возвращают в цикл на предшествующую стадию выщелачивания. На фиг. 4 показаны альтернативные формы способа фиг. 3, которые проводят с рудой, содержащей железо, и с использованием указанного железа в качестве источника железа на стадии обжига так, чтобы присутствовало трхвалентное железо при растворении (и при обжиге). Следует отметить, что не исключено добавление дополнительного железа при растворении и/или при обжиге. Железо извлекают из руды, содержащей его, обесшламливанием, и шлам также используют как источник железа. Атмосферное выщелачивание осуществляется с обесшламленной рудой, к которой может быть добавлена часть выделенного шлама (часть не используется при обжиге, так что отсутствует проблема контроля шлама). При обращении к фиг. 3 и 4 понятно, что в соответствии с типом проводимого предшествующего атмосферного выщелачивания, фильтрат атмосферного выщелачивания включает часть искомых NTURE элементов (часть которых присутствует в выщелачиваемом материале) (выщелачивание в соответствии с фиг. 2 А 1 и 2 В 1) или основную часть урана и/или редкоземельных элементов (присутствующих в выщелачиваемом материале) (выщелачивание в соответствии с фиг. 2 А 2 и 2 В 2). При обращении к фиг. 1, 3 и 4 следует отметить, что поток воды и возможный поток "источника железа" показаны на стадии растворения. Очевидно, что один поток водного раствора, может быть использован вместо потока воды и потока "источника железа". Далее изобретение иллюстрируется на примерах. Примеры Все примеры проводят с рудой с предварительной физической обработкой низкоинтенсивной магнитной сепарацией (LIMS) и размером частиц менее 315 мкм, за исключением случая примера , где размер частиц снижен до 630 мкм. А. Прямой сульфатизирующий обжиг. Пример 1. Прямой сульфатизирующий обжиг с ультратонким размолом. Пирохлорную руду измельчают в вертикальной шаровой мельнице так, чтобы получить размер частиц, соответствующий прохождению при 4 мкм для 80 мас.%. Результаты анализа руды приведены ниже 451 г пульпы размолотой руды в воде при содержании тврдого вещества 35%, т.е. 160 г сухой руды, вносят в фарфоровый тигель. Добавляют 251 г 96% серной кислоты, т.е. 1503 кг H2SO4/т руды. Также добавляют 24,3 г пирофосфата натрия (Na2S2O7), т.е. 150 кг/т руды. Смесь перемешивают механически для обеспечения гомогенности. Мольное отношение Fe/(Nb+Ta) и PO4/(Nb+Ta) в загрузке для обжига составляет соответственно 22 моль/моль и 4,4 моль/моль. Тигель помещают в печь при 500 С на 4 ч. Материал после обжига охлаждают. Получают 298 г кальцинированного продукта и потеря веса при обжиге оценивается в 58%, включая 30% относимых к потере воды пульпой. 116 г кальцинированного продукта помещают в реактор с мешалкой, содержащий 142 мл воды, нагретой до 90 С, т.е. с отношением вода/"исходная руда" 2,4. Эту пульпу перемешивают при температуре 2 ч. Пульпу центрифугируют и отфугованную тврдую фазу промывают. Затем получают следующие результаты: Фильтрат содержит 120 г/л Fe, 8,0 г/л Nb, 300 мг/л Та и 440 мг/л Се. Выход растворения, определнный двумя методами расчта, приведн ниже Исходя из этих выходов пирохлорная минеральная фаза, содержащая ниобий и тантал, разлагается сульфатизирующим обжигом примерно на 85%. В. Непосредственный кислотный обжиг. Пример 2. Кислотный обжиг с ультратонким размолом (без использования SO2 при растворении). Пирохлорную руду измельчают в вертикальной шаровой мельнице так, чтобы получить размер частиц, соответствующий прохождению при 18 мкм для 100 мас.%. Результаты анализа руды приведены ниже 207,7 г пульпы измельченной руды в воде с содержанием тврдого вещества 45% (т.е. 94,2 г сухой руды) помещают в фарфоровый тигель. Добавляют 147,5 г 96% серной кислоты, т.е. 1504 кг H2SO4/т руды. Раствор для разложения, таким образом, содержит 41% H2SO4 и с мольным отношением Fe/(Nb+Та) и PO4/(Nb+Та) в загрузке обжига соответственно 21,4 моль/моль и 4,3 моль/моль. Смесь механически перемешивают для обеспечения гомогенности. Тигель помещают в печь при 300 С и выдерживают в течение 4 ч. Материал обжига охлаждают. Получают 180,1 г кальцинированного продукта, потеря веса при обжиге оценивается в 49%. Весь кальцинированный продукт помещают в реактор с мешалкой, заполненный 189 мл воды, нагретой до 90 С; отношение вода/"исходная руда", таким образом, составляет 2,0. Пульпу перемешивают и выдерживают при температуре в течение 2 ч. Пульпу центрифугируют и отфугованную тврдую фазу промывают. Затем получают следующие результаты: Выход растворения приведн ниже Успех достигается при растворении 8,3 г/л Nb в фильтрате, свободная кислотность которого ограничена, т.е. [Н+] = 2,3N. 78% ниобия и 72% тантала извлекаются в раствор. Титан извлекается частично, и выход извлечения марганца составляет только 76%. Пример 3. Кислотный обжиг с ультратонким размолом с использованием SO2 при растворении. Пирохлорную руду измельчают в вертикальной шаровой мельнице так, чтобы получить размер частиц, соответствующий прохождению при 10 мкм для 100 мас.%. Результаты анализа руды приведены ниже 372,1 г пульпы измельчнной руды в воде с содержанием тврдого вещества 31% (т.е. 115 г сухой руды) помещают в фарфоровый тигель. Добавляют 180,9 г 96% серной кислоты, т.е. 1510 кг H2SO4/т руды. Раствор для разложения, таким образом, содержит 31% H2SO4 и с мольным отношением Fe/(Nb+Та) и PO4/(Nb+Та) в загрузке обжига соответственно 22,3 моль/моль и 4,3 моль/моль. Смесь механически перемешивают для обеспечения гомогенности. Тигель помещают в печь при 300 С и выдерживают в течение 4 ч. Материал обжига охлаждают. Получают 292,2 г кальцинированного продукта, и потеря веса при обжиге оценивается в 58%. Весь кальцинированный продукт помещают в реактор с мешалкой, заполненный 230 мл воды, нагретой до 90 С; отношение вода/"исходная руда", таким образом, составляет 2,0. Эту пульпу перемешивают и выдерживают при температуре в течение 2 ч с барботированием SO2. Пульпу центрифугируют и отфугованный тврдый осадок промывают. Затем получают следующие результаты: Выход растворения представлен ниже Успех достигается при растворении 8,9 г/л Nb в фильтрате, свободная кислотность которого ограничена, т. е. [Н+] = 2,2N. Исходя из этих выходов растворения пирохлорная минеральная фаза, содержащая ниобий и тантал,разлагается примерно на 90%, благодаря высокой концентрации трхвалентного железа при введении кальцинированного продукта в воду (142 г/л Fe) в сочетании с тонким размолом перед обжигом и с присутствием железа при обжиге. По сравнению с примером 2, использование SO2 в воде значительно улучшает растворение марганца (97%) и титана (74%) и улучшает примерно на 10% извлечение ниобия и тантала. Пример 4. Кислотный обжиг без ультратонкого размола, с использованием SO2 при растворении. Результаты анализа используемой руды приведены ниже Размер частиц этой руды соответствует прохождению при 315 мкм для 100%. 159,9 г пульпы измельчнной руды в воде с содержанием тврдого вещества 50% (т.е. 77,5 г сухой руды) помещают в фарфоровый тигель. Добавляют 120,8 г 96% серной кислоты, т.е. 1496 кг H2SO4/т руды. Раствор для разложения таким образом содержит 43% H2SO4 и с мольным отношением Fe/(Nb+Та) иPO4/(Nb+Та) в загрузке обжига соответственно 20 моль/моль и 4,1 моль/моль. Смесь механически перемешивают для обеспечения гомогенности. Тигель помещают в печь при 300 С и выдерживают в течение 4 ч. Материал обжига охлаждают. Получают 138 г кальцинированного продукта, и потеря веса при обжиге оценивается в 51%. Весь кальцинированный продукт помещают в реактор с мешалкой, заполненный 182 мл воды, нагретой до 90 С; отношение вода/"исходная руда", таким образом, составляет 2,3. Эту пульпу перемешивают и выдерживают при температуре в течение 2 ч с барботированием SO2. Окислительно/восстановительный потенциал в таком случае составляет 555 мВ отн. Ag/AgCl (при таком потенциале присутствующее железо преимущественно является трхвалентным). Пульпу центрифугируют и отфуго- 13024127 ванный тврдый осадок промывают. В таком случае получают следующие результаты: Выход растворения представлен ниже Выход извлечения по результатам анализа тврдой фазы. Фильтрат содержит 6,2 г/л Nb, 0,2 г/л Та, 2,1 г/л Се и 112 г/л железа и свободную кислотность, соответстветствующую [Н+] = 3,0N. Установлено, что выход извлечения ниобия, тантала и титана значительно хуже, чем в примере 3 между -20% для Nb и -40% для Та, в связи с тем, что предварительно не был проведн ультратонкий размол руды, как в случае примера 3. Пример 5: Кислотный обжиг с ультратонким размолом и растворение кальцинированного продукта в менее концентрированный среде без использования SO2. Кальцинированный продукт, используемый в этом тесте, идентичен полученному в примере 3. Весь кальцинированный продукт помещают в реактор с мешалкой, заполненный 239 мл воды, нагретой до 90 С; т.е. отношение вода/"исходная руда" = 4,2. Пульпу перемешивают и выдерживают при температуре в течение 1 ч. Окислительно/восстановительный потенциал в таком случае составляет 1200 мВ отн. Ag/AgCl. Пульпу фильтруют. В этом случае получают следующие результаты: Выход растворения представлен ниже Выход растворения для объединнных элементов матрицы (включая Fe) при использовании отношения вода/руда, равного 4,2, сравнимы с результатами, полученными в примере 3, с использованием отношения вода/руда, равном 2,2. На растворение ниобия и тантала в значительной степени влияет отношение вода/исходная руда при смешивании кальцинированного продукта с водой. Выход растворения 50% для ниобия фактически получен с отношением вода/исходная руда 4,2, в то время как 87% ниобия растворяется при отношением вода/исходная руда 2,2, как объясняется в примере 3. Применение низкого отношения вода/исходная руда приводит к более высокой концентрации железа: 142 г/л Fe в примере 3 по сравнению с 72 г/л Fe в примере 5. Пример 7, который представлен ниже, показывает, что добавление синтетического железа значительно улучшает выход растворения ниобия и тантала. С. Косвенный кислотный обжиг. Атмосферное выщелачивание. Пример . Выщелачивание прямоточное с трхвалентным железом с подпиткой восстановителя(фиг. 2A1). Пирохлорную руду измельчают так, чтобы получить размер частиц, соответствующий прохождению при 106 мкм для 100 мас.%. Результаты анализа руды приведены ниже 500 г измельченной сухой руды суспендируют в реакторе с мешалкой с 566 г воды, нагретой до 90 С. Добавляют к пульпе 835 г 98%-ной серной кислоты, т.е. 1600 кг H2SO4/т руды. Исходное содержание тврдого вещества составляет таким образом 26%. Постепенно добавляют к пульпе газообразныйSO2, так чтобы поддерживать потенциал 580 мВ Ag/AgCl, чтобы максимизировать растворение марганца. Смесь механически перемешивают в течение 24 ч при поддержании температуры 90 С. Пульпу фильтруют и осадок на фильтре промывают деминерализованной водой. В таком случае получают следующие результаты: Выход растворения рассчитывают по отношению к распределению между жидкими фазами (фильтрат и водная промывная жидкость) и тврдым остатком Уран растворяется более, чем на 80%. Хотя выщелачивание проводят в очень кислых условиях (т.е. исходное содержание тврдого вещества 26% и отношение кислота/руда 1600 кг/т), и несмотря на то, что получается после кислотного обжига, выход растворения ниобия, тантала и редкоземельных элементов не превышает 35%. Можно показать, посредством характеристики остатка выщелачивания, что фаза пирохлора не разрушается выщелачиванием серной кислотой, даже при использования большего количества кислоты. Пример . Выщелачивание прямоточное с трхвалентным железом без подпитки восстановителя(фиг. 2 А 1). Пирохлорную руду измельчают так, чтобы получить размер частиц, соответствующий прохождению при 630 мкм для 100 мас.%. Результаты анализа руды приведены ниже 90,2 г измельченной сухой руды суспендируют в реакторе с перемешиванием в 400 мл воды, нагретой до 90 С. К пульпе добавляют 94 г 98% серной кислоты, т.е. 1022 кг H2SO4/т руды. Исходное содержание тврдого вещества составляет таким образом 15%. Смесь механически перемешивают в течение 24 ч при поддержании температуры при 90 С. Пульпу фильтруют, и осадок на фильтре промывают деминерализованной водой. В таком случае получают следующие результаты: Выход растворения рассчитывают по распределению между жидкостями (фильтрат и водная промывная жидкость) и тврдым остатком Выходы экстракции из анализа жидкостей. Выщелачивание проводят в кислых условиях (т.е. исходное содержание тврдого вещества 15% и отношение кислота/руда 1022 кг/т), которые являются менее кислыми, чем в вышеуказанном тесте а (т.е. исходное содержание тврдого вещества 26% и отношение кислота/руда 1600 кг/т). Выход извлечения ценных элементов, следовательно, ограничен 3,6% Nb, 14% Та и 7% Се. Только уран извлекается количественно, на уровне 54%. Пример . Выщелачивание прямоточное с трхвалентным железом (фиг. 2 А 2). 151 г пирохлорной руды измельчают так, чтобы получить такой размер частиц, 100% которых проходили бы через сито 71 мкм. Результаты анализа руды приведены ниже Сухую руду помещают в реактор, содержащий 623 г дистиллированной воды и 63,5 г 96% серной кислоты, количество, необходимое для получения отношения 400 кг кислоты на 1 т сухой руды. Полученная таким образом пульпа содержит 18% тврдого вещества. Газообразный SO2 добавляют так, чтобы довести потенциал до 640 мВ Ag/AgCl в первые минуты теста. Скорость потока восстановителя, выбранного для этого теста, составляет 3 сл/ч. Смесь механически перемешивают при 90 С в течение 6 ч предпочтительно при использовании турбины, что делает возможным хорошее распределение газа, например Rushton типа. В конце теста пульпу центрифугируют и удаляют фильтрат атмосферного выщелачивания. Отфугованный осадок промывают с отношением масса водной промывной жидкости/масса влажного остатка,равного 10. После второго центрифугирования водную промывочную жидкость отделяют и тврдую фазу сушат в печи при 105 С. В таком случае получают следующие результаты: Выход растворения, рассчитанный по распределению жидкая фаза/(жидкая фаза + тврдая фаза),следующий: Потеря массы в ходе этого выщелачивания составляет 35%. Выщелачивание прямоточное с двухвалентным железом позволяет восстановить 85-90% растворнного железа в трхвалентной форме до двухвалентного железа. Восстановление трхвалентного железа до двухвалентного железа приводит к осаждению ниобия и тантала, которые были растворены в среде трхвалентного железа (см. пример ), на что указывают низкие концентрации, определяемые в фильтрате, 14 мг/л Nb и 10 мг/л Та. Получают в таком случае остаток с большим содержанием ниобия/тантала/редкоземельных элементов, чем в руде, указанный остаток может быть обработан, например, на стадии кислотного обжига, описанной в предшествующих примерах. Пример . Выщелачивание противоточное с двухвалентным и трхвалентным железом (фиг. 2 В 2). 350 г руды помещают в 2 л стеклянный реактор, содержащий 945 г дистиллированной воды и 950 мл жсткий фильтрат выщелачивания с трхвалентным железом (с концентрацией H+ 3,8 моль/л) возвращают в цикл после разделения жидкой/тврдой фаз. Получают таким путм пульпу с исходным содержанием тврдого вещества 13%, включающую 500 кг серной кислоты на 1 т обрабатываемой руды.SO2 барботируют через пульпу и растворяют механическим перемешиванием турбиной Rushton. После взаимодействия при 90 С в течение 6 ч тврдый остаток отделяют от атмосферного фильтрата центрифугированием. Таким образом, это - тест на выщелачивание с двухвалентным железом такого типа, что представлен в примере . По завершению выщелачивания с двухвалентным железом получают потерю массы 31%, наряду со следующими результатами: После центрифугирования пульпы выщелачивания с двухвалентным железом фильтрат извлекают для направления далее по схеме способа для экстракции из него растворнных ценных металлов. Часть остатка (361 г, непромытый) помещают во второй реактор, содержащий 82 г дистиллированной воды и 160 г кислоты, для получения содержания тврдого вещества 24% и количества кислоты 1036 кг на 1 т сухого остатка выщелачивания с двухвалентным железом. Жсткая стадия выщелачивания с трхвалентным железом является единственной стадией, где вводится чистая концентрированная кислота. Объединнную смесь механически перемешивают в течение 6 ч и выдерживают при 90 С. Выщелачивание имеет место без SO2. По завершению жсткого выщелачивания с трхвалентным железом потеря массы получается 66%,вместе со следующими результатами: Общая потеря массы после двух стадий выщелачивания составляет (1-31%)(1-66%) = 77%, что эквивалентно потере массы, полученной после прямоточного жсткого выщелачивания с трхвалентным железом. После разделение жидкой/тврдой фаз фильтрат извлекают для возвращения в цикл на выщелачивание с двухвалентным железом, тогда как остаток (непромытый) обжигают. Следует отметить, что эти два последовательных выщелачивания руды позволяют увеличить содержание ниобия в тврдом веществе от 1,8%, исходное содержание в руде, до 3,2% в остатке выщелачивания с двухвалентным железом и до 5,1% в остатке выщелачивания с трхвалентным железом, подаваемым в печь обжига. Контрпример 6. а) Непрямой кислотный обжиг концентрата без источника железа.b) Растворение кальцинированного продукта без источника железа. Ценные элементы, присутствующие в пирохлорной руде, концентрируют прямоточным выщелачиванием, как описано в примере . После промывки и сушки получают 78 г остатка со следующими результатами анализа: Стадия прямоточного выщелачивания позволяет, таким образом, увеличить содержание ниобия от 2,4 до 5,0%. Затем остаток размалывают, чтобы получить такой размер частиц зерна, 100% которых проходило бы через сито 10 мкм, и затем обжигают в смеси с 121 г 96% серной кислоты и 210 г дистиллированной воды, чтобы получить отношение кислота/материал, предназначенный для обжига, равное 1500 кг/т и содержание тврдого вещества 26% в пульпе для обжига. Мольное отношение Fe/(Nb+Та) в загрузке обжига составляет 3,3 моль/моль. После обжига при температуре 300 С в течение 4 ч получается 153 г кальцинированного продукта,который вводят в реактор со 155 г дистиллированной воды при 90 С, отношение вода/"масса остатка в загрузке обжига", таким образом, составляет 2. Объединенную смесь выдерживают при 90 С и механи- 17024127 чески перемешивают в течение 2 ч. После центрифугирования пульпы и промывки отфугованного осадка, остаток сушат в печи при 105 С. При этом получают следующее: т.е. выход последующей экстракции (рассчитан по тврдому веществу) Фильтрат, содержащий только 26 г/л железа, не позволяет эффективно растворять ниобий и тантал(30%). Напротив, уран и церий растворяются хорошо. Пример 7. Непрямой кислотный обжиг концентрата без источника железа.b) Растворение кальцинированного продукта с источником железа (синтетические соли). Ценные элементы, присутствующие в пирохлорной руде, концентрируют прямоточным выщелачиванием, как описано в примере . После промывки и сушки получают 115 г остатка, результаты анализа которого следующие: Аналогично контрпримеру 6, остаток затем размалывают для получения такого размера частиц, что 100% частиц проходит через сито 10 мкм, и затем обжигают в смеси с 181 г 96% кислотой и 321 г дистиллированной воды так, чтобы получить отношение кислота/материал, предназначенный для обжига,1510 кг/т и содержание тврдого вещества, равное 19% для пульпы для обжига. Мольное отношениеFe/(Nb+Та) в загрузке составляет 2,9 моль/моль. После обжига при температуре 300 С в течение 4 ч получают 243 г кальцинированного продукта,который вводят в реактор с 267 г дистиллированной воды при 90 С; отношение вода/"масса остатка в загрузке обжига", таким образом, составляет 2,3. Также добавляют 118 г синтетического сульфата железаFe2(SO4)3 для получения отношения сульфат железа/остаток выщелачивания до обжига, равного 1000 кг/т. Объединенную смесь выдерживают при 90 С и механически перемешивают в течение 2 ч. После центрифугирования пульпы и промывки отфугованного осадка остаток сушат в печи при 105 С. При этом получают следующие результаты: т.е. выход последующей экстракции (рассчитан по тврдому веществу) Кислотный обжиг остатка прямоточного выщелачивания с последующим растворением кальцинированного продукта в среде трхвалентного железа (железо, добавляемое после обжига) позволяет удвоить выход экстракции ниобия и тантала по отношению к растворению кальцинированного продукта в воде (см. контрпример 6). Также улучшается выход экстракции урана и церия (90%). Пример 8. Непрямой кислотный обжиг концентрата с источником железа (синтетические соли).b) Растворение кальцинированного продукта. Осуществляют прямоточное выщелачивание по методике, представленной в примере . Полученный остаток (158 г) промывают, сушат и затем проводят ультратонкий размол так, чтобы 100% частиц проходило через сито 10 мкм. Химический анализ этого остатка приведн ниже Этот остаток затем смешивают в фарфоровом тигле с 248 г серной кислоты и 161 г кристаллов сульфата железа Fe2(SO4)3 для получения соответствующих отношений 1500 и 1000 кг на 1 т обработанного остатка выщелачивания. Мольное отношение Fe/(Nb+Та) и PO4/(Nb+Та) в загрузке составляет соответственно 16 моль/моль и 2,4 моль/моль. После добавления 190 г дистиллированной воды и гомогенизации объединенной смеси тигель помещают в печь обжига, нагретую до 300 С, на 4 ч. Затем полученный кальцинированный продукт растворяют в 318 г воды, нагретой до 90 С, в течение 2 ч в присутствии SO2. Получаются следующие результаты: т.е. выход последующей экстракции (рассчитан с учетом распределения) Кислотный обжиг остатка прямоточного выщелачивания в присутствии источника железа позволяет увеличить выход относительно примера 7, в котором источник сульфата железа вводят в ходе растворения кальцинированного продукта. Пример 9. Непрямой кислотный обжиг без возвращения в цикл и без размола.b) Растворение кальцинированного продукта. Пирохлорную руду обрабатывают прямоточным атмосферным выщелачиванием, как описано в примере . После окончания выщелачивания пульпу центрифугируют, чтобы отделить фильтрат (97 мл) и отфугованный осадок, содержащий тврдый остаток (48,5 г), пропитывают жидкостью, имеющей тот же состав, что и фильтрат (213 мл). Содержание тврдого вещества пропитанного остатка, таким образом,составляет 12,4%. Общее количество железа, присутствующего в пропитывающей жидкости, в таком случае составляет 529 кг на 1 т сухого остатка выщелачивания (например, 1890 кг/т сульфата трхвалентного железа). Мольное отношение Fe/(Nb+Та) и PO4/(Nb+Та) в загрузке составляет соответственно 19 моль/моль и 5,5 моль/моль. Состав фильтрата следующий: 86 г 96% концентрированной серной кислоты и 21 г дистиллированной воды добавляют к этому пропитанному остатку в фарфоровом тигле так, чтобы получить отношение кислота/материал, предназначенный для обжига, 1697 кг/т и содержание тврдого вещества 10% в пульпе для обжига. После ручной гомогенизации объединнную смесь обжигают при температуре 300 С в течение 4 ч. 296 г полученного кальцинированного продукта растворяют в 110 г воды, т.е. отношение вода/"исходный остаток в загрузке для обжига" составляет 2,3, которое проводят в течение 2 ч в присутствии SO2 при постоянной температуре 90 С. После центрифугирования пульпы и последующей промывки и сушки остатка получают 16,5 г остатка разложения, т.е. потеря массы при обжиге составляет 66%, и 80 мл фильтрата. Состав следующий: Концентрация железа в фильтрате обжига особенно высокая (139 г/л) и позволяет достигать превосходное растворение ниобия, тантала, урана и церия. Два полученных таким образом фильтрата, то есть фильтрат атмосферного выщелачивания и фильтрат от растворения кальцинированного продукта, затем смешиваются так, чтобы получить один поток,который предназначен для дальнейшей переработки для извлечения ниобия, тантала, урана и редкоземельных элементов. Состав смеси двух фильтратов следующий: Непрямой обжиг дат возможность достижения общего выхода извлечения (выщелачивание и обжиг) 96% для ниобия, 94% для тантала, 99% для урана и 96% для церия. Пример 10. Непрямой кислотный обжиг без возврата в цикл и без размола.b) Растворение кальцинированного продукта. Пирохлорную руду обрабатывают прямоточным атмосферным выщелачиванием с двухвалентным железом, как описано в примере . После окончания выщелачивания пульпу центрифугируют так, чтобы удалить фильтрат (425 мл). Отфугованный осадок промывают повторным суспендированием перед центрифугированием, чтобы получить водный промывочный раствор и влажный остаток. Влажный остаток сушат в печи при 105 С. Состав фильтрата следующий: Состав остатка, который направляют на обжиг, следующий: Сухой остаток (71 г) обжигают для получения кальцинированного продукта, мольное отношениеFe/(Nb+Та) в загрузке составляет 13 моль/моль. Затем кальцинированный продукт помещают в воду,следуя методике примера 3. После центрифугирования пульпы получают следующие результаты: Выход экстракции после стадии обжига, рассчитанный по распределению, представлен в следующей таблице: Выход экстракции ниже, чем представленный в примере 9, так как концентрация Fe на стадии растворения ниже (115 г/л Fe вместо 139 г/л Fe) и ниже отношение Fe/(Nb+Та) при обжиге. Кроме того, выщелачивание осуществляют с рудой менее жстко, чем представлено в примере 9, в результате чего матрица разлагается не так хорошо, что не облегчает стадию обжига. Фильтрат с двухвалентным железом, полученный при атмосферном выщелачивании (содержащий в основном U и RE), необязательно может быть смешан с фильтратом обжига (содержащим Nb, Та, U иRE), разбавленным в два раза водой так, чтобы получить один поток, предназначенный для обработки в последующем процессе. Следует отметить, что при разбавлении не наблюдается осаждения ценных элементов; в частности, не наблюдается осаждения ниобия или тантала. Состав смеси следующий: Пример 11. а) Непрямой кислотный обжиг без возвращения в цикл и с размолом.b) Растворение кальцинированного продукта. Пирохлорную руду обрабатывают прямоточным атмосферным выщелачиванием с двухвалентным железом, как описано в примере . По окончании выщелачивания пульпу центрифугируют так, чтобы извлечь фильтрат (2745 мл). От- 20024127 фугованный осадок промывают ресуспендированием перед повторным центрифугированием для получения водного промывочного раствора и влажного осадка. Влажный остаток сушат в печи при 105 С. Затем проводят ультратонкий размол для получения размера частиц так, чтобы 100% частиц проходило через сито 10 мкм. Анализ остатка выщелачивания до обжига соответствует Проводят обжиг сухого остатка для получения кальцинированного продукта, который помещают в воду, по методике примера 3. Мольное отношение Fe/(Nb+Та) в загрузке обжига составляет 15 моль/моль. Таким образом, получены следующие результаты: Выход экстракции после стадии обжига, рассчитанный по распределению, представлен в следующей таблице: Стадия ультратонкого размола позволяет увеличить выход экстракции ниобия и тантала на 15% по отношению к выходу в примере 10. Фильтрат с двухвалентным железом, получаемый атмосферным выщелачиванием, может быть дополнительно смешан с фильтратом обжига, разбавленным в 1,8 раза, чтобы получить один поток, предназначенный для обработки в последующем процессе. Состав смеси следующий:b) Растворение кальцинированного продукта. После выщелачивания противотоком с двухвалентным и трхвалентным железом, как описано в примере 8, получают 219 г непромытого остатка, содержащего 62 г сухого остатка и 157 г жсткого фильтрата выщелачивания с трхвалентным железом (т.е. 330 кг сульфата трхвалентного железа на 1 т сухого остатка выщелачивания), который помещают в фарфоровый тигель и затем смешивали с 85 г концентрированной серной кислоты (отношение 1370 кг кислоты на 1 т сухого остатка). Объединенную смесь обжигают при температуре 300 С в течение 4 ч для получения кальцинированного продукта, который растворяют в условиях, описанных в примере 8. Мольное отношение Fe/(Nb+Та) в загрузке обжига составляет 15 моль/моль. После центрифугирования пульпы, полученной после 2 ч растворения кальцинированного продукта, фильтрат с трхвалентным железом, включающий основную часть ценных элементов, может быть обработан для выделения ниобия и тантала перед возвращением в цикл в начало противоточного выщелачивания. Остаток промывают повторным суспендированием при температуре окружающей среды в течение 20 мин. Полученный выход следующий: Единственный выходящий жидкий поток в этом примере имеет место в конце выщелачивания с двухвалентным железом с 90% двухвалентного железа в потоке, который содержит практически весь уран и редкоземельные элементы. ФОРМУЛА ИЗОБРЕТЕНИЯ 1. Способ растворения по меньшей мере одного элемента, выбранного из ниобия и тантала, и по меньшей мере одного другого элемента, выбранного из урана и редкоземельных элементов, присутствующих в руде или рудном концентрате, характеризующийся тем, что он включает обжиг материала, содержащего эти элементы, где материал, сухой или в присутствии воды, смешивают с реагентом для кислотного обжига с целью получения кальцинированного продукта; при этом указанный материал состоит из указанной руды или концентрата или получен из указанной руды или указанного концентрата, и указанный реагент для кислотного обжига предназначен для обжига в сульфатной среде; и растворение полученного кальцинированного продукта в водном растворе, который представляет собой воду или содержащий соли раствор, с получением пульпы, жидкая фракция которой включает трхвалентное железо с концентрацией по меньшей мере 50 г/л. 2. Способ по п.1, характеризующийся тем, что железо, присутствующее в указанной пульпе, присутствовало в указанном кальцинированном продукте и/или было добавлено, по меньшей мере частично,в жидком и/или тврдом виде к указанному кальцинированному продукту. 3. Способ по одному из пп.1 или 2, характеризующийся тем, что растворение кальцинированного продукта осуществляют без добавления серной кислоты. 4. Способ по одному из пп.1-3, характеризующийся тем, что растворение кальцинированного продукта осуществляют с добавлением восстановителя, такого как SO2. 5. Способ по одному из пп.1-4, характеризующийся тем, что обжиг, реакция в тврдой/жидкой фазе,является кислотным обжигом. 6. Способ по одному из пп.1-4, характеризующийся тем, что обжиг, реакция в газовой/тврдой фазе,является сульфатизирующим обжигом. 7. Способ по одному из пп.1-6, характеризующийся тем, что указанный обжиг осуществляют в присутствии железа в форме трхвалентного железа, преимущественно присутствующего с мольным отношением Fe/(Nb+Та) более 2, более преимущественно более 3,5 и предпочтительно более 6; при этом указанное железо уже присутствовало в материале, предназначенном для обжига, и/или было добавлено, по меньшей мере частично, в жидкой и/или тврдой форме к указанному материалу, предназначенному для обжига. 8. Способ по одному из пп.1-7, характеризующийся тем, что обжиг осуществляют в присутствии фосфата, преимущественно присутствующего с мольным отношением PO4/(Nb+Та) более 2 и более предпочтительно более 6; при этом указанный фосфат уже присутствовал в материале, предназначенном для обжига, и/или был добавлен, по меньшей мере частично, в жидкой и/или тврдой форме к указанному материалу, предназначенному для обжига. 9. Способ по одному из пп.1-8, характеризующийся тем, что он дополнительно включает физическое обогащение и/или химическую обработку указанной руды или концентрата перед указанным обжигом. 10. Способ по одному из пп.1-9, характеризующийся тем, что он дополнительно включает перед указанным обжигом кислотное выщелачивание, преимущественно серно-кислотное атмосферное выщелачивание; причем указанное выщелачивание осуществляют с рудой или концентратом, необязательно физически обогащенным. 11. Способ по п.10, характеризующийся тем, что он дополнительно включает следующие стадии перед обжигом:A) прямоточное выщелачивание в одну стадию в присутствии серной кислоты с последующим разделением тврдой/жидкой фаз, которое дат фильтрат и остаток выщелачивания, предназначенный для обжига; илиB) противоточное выщелачивание, которое проводят в две стадии, включающее первую стадию выщелачивания с последующим разделением тврдой/жидкой фаз, которое дат фильтрат и первый остаток выщелачивания, и вторую стадию выщелачивания, выполняемую с указанным первым остатком выщелачивания, в присутствии серной кислоты с последующим разделением тврдой/жидкой фаз, которое дат второй остаток выщелачивания, предназначенный для обжига, и жидкость, предназначенную предпочтительно для возвращения на первую стадию выщелачивания. 12. Способ по одному из пп.10, 11, характеризующийся тем, что он дополнительно включает перед обжигом: А 1) прямоточное выщелачивание в одну стадию при потенциале выше 500 мВ Ag/AgCl и предпочтительно больше или равном 600 мВ Ag/AgCl, в присутствии H2SO4 и необязательном добавлении по меньшей мере одного восстановителя с последующим разделением тврдой/жидкой фаз, которое приводит к получению фильтрата с трхвалентным железом и остатка выщелачивания, предназначенного для обжига; А 2) прямоточное выщелачивание в одну стадию при потенциале менее 500 мВ Ag/AgCl и предпочтительно менее или равном 450 мВ Ag/AgCl, в присутствии H2SO4 и по меньшей мере одного восстановителя с последующим разделением тврдой/жидкой фаз, которое приводит к получению фильтрата с двухвалентным железом и остатка выщелачивания, обогащенного по ниобию и/или танталу, предназначенного для обжига;B1) противоточное выщелачивание в две стадии, включающее первую стадию выщелачивания, которую проводят при потенциале выше 500 мВ Ag/AgCl, предпочтительно выше или равном 600 мВAg/AgCl, в присутствии H2SO4 с необязательной подпиткой по меньшей мере одним восстановителем с последующим разделением тврдой/жидкой фаз, которое дат фильтрат с трхвалентным железом и первый остаток выщелачивания, и вторую стадию выщелачивания, осуществляемую с первым остатком выщелачивания, которую проводят или при потенциале более 500 мВ Ag/AgCl, предпочтительно более или равном 600 мВ Ag/AgCl, в присутствии H2SO4 и необязательном добавлении по меньшей мере одного восстановителя, или при потенциале менее 500 мВ Ag/AgCl, предпочтительно менее или равном 450 мВAg/AgCl, в присутствии H2SO4 и по меньшей мере одного восстановителя, с последующим разделением тврдой/жидкой фаз, которое дат второй остаток выщелачивания, предназначенный для обжига, и жидкость с остаточной кислотностью, преимущественно возвращаемую в цикл на первую стадию выщелачивания;B2) противоточное выщелачивание, которое проводят в две стадии, включающее первую стадию выщелачивания, которую проводят при потенциале менее 500 мВ Ag/AgCl и предпочтительно менее 450 мВ Ag/AgCl, в присутствии H2SO4 и по меньшей мере одного восстановителя с последующим разделением тврдой/жидкой фаз, которое дат фильтрат с двухвалентным железом и первый остаток выщелачивания, и вторую стадию выщелачивания, выполняемую с указанным первым остатком выщелачивания или при потенциале выше 500 мВ Ag/AgCl, преимущественно более или равном 600 мВ Ag/AgCl, в присутствии H2SO4 и необязательном добавлении по меньшей мере одного восстановителя, или при потенциале менее 500 мВ Ag/AgCl, предпочтительно менее или равном 450 мВ Ag/AgCl, в присутствии H2SO4 и по меньшей мере одного восстановителя с последующим разделением тврдой/жидкой фаз, которое дат второй остаток выщелачивания, обогащенный по ниобию и/или танталу, предназначенный для обжига, и жидкость, которую предпочтительно возвращают в цикл на указанную первую стадию выщелачивания; указанная преимущественно возвращаемая на первую стадию выщелачивания жидкость возвращается в том виде, как она получена или после выделения из нее, по меньшей мере частично, ниобия и/или тантала, присутствующих в ней. 13. Способ по п.12, характеризующийся тем, что указанное выщелачивание является выщелачиванием типа А 2) или типа В 2), преимущественно В 2) типа. 14. Способ по одному из пп.1-13, характеризующийся тем, что он дополнительно включает следующую стадию, которую проводят перед указанным обжигом: сверхтонкий размол материала, предназначенного для обжига, для приготовления указанного материала с размером частиц 30 мкм, преимущественно 15 мкм и более предпочтительно 10 мкм. 15. Способ по одному из пп.1-14, характеризующийся тем, что он дополнительно включает следующую стадию, которую проводят после указанного растворения: разделение тврдой/жидкой фаз, проводимое непосредственно с пульпой или после дополнительный стадии разбавления указанной пульпы с ограниченной кратностью преимущественно 5, для предотвращения осаждения растворнных элементов; указанное разделение тврдой/жидкой фаз приводит к получению тврдого остатка разложения и фильтрата обжига, содержащего указанные растворнные элементы. 16. Способ по п.15, характеризующийся тем, что он дополнительно включает после указанного растворения выделение ниобия и/или тантала из указанного фильтрата обжига и преимущественно возвращение на указанную первую стадию выщелачивания указанного фильтрата, из которого выделен указанный ниобий и/или тантал, который дополнительно разбавляют для осуществления серно-кислотного атмосферного выщелачивания по пп.10-13. 17. Способ по одному из пп.12-16, характеризующийся тем, что он включает выщелачивание типа А 1, А 2, В 1 или В 2 по п.12 и выделение фильтрата и остатка выщелачивания; необязательный сверхтонкий размол указанного остатка выщелачивания; обжиг указанного необязательно размолотого остатка выщелачивания; растворение кальцинированного продукта, полученного после завершения указанного обжига, для получения пульпы; разделение жидкой/тврдой фаз, которое проводят непосредственно с указанной пульпой или указанной пульпой, разбавленной с ограниченной кратностью, в результате которого получают тврдый остаток разложения и фильтрат обжига, включающий искомые элементы; выделение ниобия и/или тантала из указанного фильтрата обжига и возвращение фильтрата, из которого предварительно выделены указанные ниобий и/или тантал, который необязательно разбавляют, в цикл выше по потоку для осуществления указанной стадии выщелачивания типа А 1, А 2, В 1 или В 2. 18. Способ по одному из пп.12-16, характеризующийся тем, что он включает обесшламливание руды или рудного концентрата, которые необязательно физически обогащают для извлечения, с одной стороны, шлама, включающего железо, с другой стороны, обесшламленной руды или концентрата; выщелачивание типа А 1, А 2, В 1 или В 2 по п.12, выполняемое с указанной обесшламленной рудой или концентратом, необязательно с добавлением части шлама, полученного на вышеуказанной стадии 1,и извлечение фильтрата и остатка выщелачивания; необязательный ультратонкий размол остатка выщелачивания; обжиг указанного необязательно размолотого остатка выщелачивания, выполняемого с добавлением железа из другой части шлама, полученного на вышеуказанной стадии 1; растворение кальцинированного продукта, полученного по завершении указанного обжига, для получения пульпы; разделение жидкой/тврдой фаз, выполняемое непосредственно с указанной пульпой или указанной пульпой, разбавленной с ограниченной кратностью, которое дат остаток разложения и фильтрат обжига,включающий искомые элементы; выделение ниобия и/или тантала из указанного фильтрата обжига и возвращение в начало процесса указанного фильтрата обжига, из которого предварительно были выделены указанный ниобий и тантал, и который необязательно разбавляют, в цикл выше по потоку для осуществления указанной стадии выщелачивания типа А 1, А 2, В 1 или В 2. 19. Способ по одному из пп.1-18, характеризующийся тем, что его выполняют с рудой или рудным концентратом; где соответствующую руду выбирают из групп минералов пирохлора, эвксенита, самарскита, перовскита и фергусонита и их смесей. 20. Способ извлечения по меньшей мере одного элемента, выбранного из ниобия и тантала, и по меньшей мере одного другого элемента, выбранного из урана и редкоземельных элементов, присутствующих в руде или рудном концентрате, характеризующийся тем, что он включает растворение указанных элементов в соответствии со способом по одному из пп.1-19 и выделение указанных элементов.