[go: up one dir, main page]

RU2202637C2 - Method to process oxidized nickel-cobalt ores - Google Patents

Method to process oxidized nickel-cobalt ores Download PDF

Info

Publication number
RU2202637C2
RU2202637C2 RU2001118150A RU2001118150A RU2202637C2 RU 2202637 C2 RU2202637 C2 RU 2202637C2 RU 2001118150 A RU2001118150 A RU 2001118150A RU 2001118150 A RU2001118150 A RU 2001118150A RU 2202637 C2 RU2202637 C2 RU 2202637C2
Authority
RU
Russia
Prior art keywords
cobalt
nickel
ores
ore
oxidized nickel
Prior art date
Application number
RU2001118150A
Other languages
Russian (ru)
Other versions
RU2001118150A (en
Inventor
М.Л. Поляков
И.А. Курочкина
А.С. Самсонов
Original Assignee
Алтайский государственный технический университет им. И.И.Ползунова
Priority date (The priority date is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the date listed.)
Filing date
Publication date
Application filed by Алтайский государственный технический университет им. И.И.Ползунова filed Critical Алтайский государственный технический университет им. И.И.Ползунова
Priority to RU2001118150A priority Critical patent/RU2202637C2/en
Application granted granted Critical
Publication of RU2001118150A publication Critical patent/RU2001118150A/en
Publication of RU2202637C2 publication Critical patent/RU2202637C2/en

Links

Images

Landscapes

  • Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)

Abstract

FIELD: non- ferrous metallurgy. SUBSTANCE: method can find use in processing of nickel-cobalt ores and products of their beneficiation. Method includes reducing-magnetizing sintering of ore in atmosphere of live steam at temperature of 480-600 C with use of carbamide in the capacity of reducing agent or any other organic substance showing increased boiling temperature and containing no sulfur. Any known technology ( hydrometallurgy or electrostatic separation ) can be employed to recover nickel and cobalt from magnetic fraction. EFFECT: simplified technology, reduced energy consumption, improved ecological situation. 2 tbl

Description

Изобретение относится к области цветной металлургии и может быть использовано при переработки окисленных никель-кобальтовых руд и продуктов их обогащения. The invention relates to the field of non-ferrous metallurgy and can be used in the processing of oxidized nickel-cobalt ores and their products.

Все известные окисленные никель-кобальтовые руды характеризуются сложным, постоянно меняющимся составом. Никель в них находится или в форме свободной окиси, или изоморфно замещает железо в рудах латеритного типа, или изоморфно замещает магний в рудах силикатного (нонтронит-серпентинвого) типа. В обоих типах руд кобальт в основном приурочен к соединениям марганца. All known oxidized nickel-cobalt ores are characterized by a complex, constantly changing composition. Nickel in them is either in the form of free oxide, or isomorphically replaces iron in laterite-type ores, or isomorphically replaces magnesium in ores of the silicate (non-nitron-serpentine) type. In both types of ores, cobalt is mainly confined to manganese compounds.

Способов переработки окисленных никель-кобальтовых руд известно много. Все они по сути сводятся к отысканию условий и приемов разрушения сложных минеральных образований, включающих в себя никель, с переводом последнего в свободное фазовое состояние или элементарное, или сульфидное, или водорастворимое. There are many known methods for processing oxidized nickel-cobalt ores. All of them essentially boil down to finding the conditions and methods for the destruction of complex mineral formations, including nickel, with the transfer of the latter to a free phase state or elementary, or sulfide, or water-soluble.

В практике наиболее часто используется метод переработки, основанный на сульфидировании никеля и кобальта элементарной серой (гидросульфидирование), пиритом или гипсом (пиросульфидирование). In practice, the most commonly used processing method is based on the sulfidation of nickel and cobalt with elemental sulfur (hydrosulfidation), pyrite or gypsum (pyrosulfidation).

По технологии пиросульфидирования перерабатывают окисленные никель-кобальтовые руды ЮУНК, В-Уфалейский НК (РФ), заводы США, Канады, Швеции и т.д. , по технологии гидросульфидирования перерабатывают окисленные никель-кобальтовые руды заводы фирмы "Ширит-Гордон" и др. На ряде заводов используется прямой гидрометаллургический передел подвергнутых восстановительной прокалке руд. Обычно используется аммиачно-карбонатное или сернокислотное выщелачивание (заводы Кубы, Н-Каледонии и др.). Другие предприятия (Канады, США и т.д.) предпочитают восстановительную плавку на ферроникель [1, 2, 3, 4]. Oxidized nickel-cobalt ores of YuUNK, V-Ufaleysky NK (RF), plants of the USA, Canada, Sweden, etc. are processed using pyrosulfidation technology. , according to the hydrosulfidation technology, oxidized nickel-cobalt ores are processed by the plants of the company Shirit-Gordon and others. A number of plants use direct hydrometallurgical redistribution of ore subjected to reduction calcining. Usually, ammonia-carbonate or sulfuric acid leaching is used (plants of Cuba, N-Caledonia, etc.). Other enterprises (Canada, USA, etc.) prefer reduction smelting to ferronickel [1, 2, 3, 4].

В качестве прототипа предлагаемого технического решения принят метод восстановительного спекания с выделением восстановленных железа, никеля, кобальта из остывшей спеченной массы после ее измельчения магнитной сепарацией [5]. As a prototype of the proposed technical solution, the method of reductive sintering with the release of reduced iron, nickel, cobalt from the cooled sintered mass after grinding by magnetic separation [5] was adopted.

Все известные способы, в том числе прототип, имеют ряд серьезных недостатков, главными из которых являются много- стадиальность разделительных процессов, высокая энерго- и реагентоемкость, протекание восстановительных процессов при высоких температурах (значительно выше 1000oС), а методы сульфидирования, особенно пиросульфидирования, способствуют ухудшению экологической обстановки в районе функционирования предприятий.All known methods, including the prototype, have a number of serious drawbacks, the main of which are multi-stage separation processes, high energy and reagent intensity, recovery processes at high temperatures (significantly higher than 1000 o C), and sulfidation methods, especially pyrosulfidation contribute to environmental degradation in the area where enterprises operate.

Задача настоящего технического решения состояла в нахождении способов и реагентов, позволяющих получить в спеке металлы в элементарном состоянии, а оксидные соединения железа перевести в магнетит при температурах значительно ниже прототипа. The objective of this technical solution was to find methods and reagents that allow to obtain in the sinter metals in an elementary state, and transfer iron oxide compounds into magnetite at temperatures significantly lower than the prototype.

В отличие от прототипа поставленная задача достигается спеканием руды в атмосфере насыщенного пара при 430-620oС с использованием в качестве восстановителя карбамида или другого органического вещества, имеющего высокую температуру кипения и не содержащего серы. Восстановитель задается в шихту на стадии измельчения руды. Измельчение руды ведется в щелочной среде рН 7,5-8,5, регулируемой задачей крепкого раствора каустической или кальцинированной соды. При этом протекают реакции, выраженные для латеритных руд уравнением 1 и силикатных (серпентиновых) руд уравнением 2.In contrast to the prototype, the task is achieved by sintering the ore in an atmosphere of saturated steam at 430-620 o With the use of urea or other organic matter having a high boiling point and not containing sulfur as a reducing agent. The reducing agent is set in the charge at the stage of grinding ore. Grinding of ore is carried out in an alkaline medium pH 7.5-8.5, regulated by the task of a strong solution of caustic or soda ash. In this case, reactions occur, expressed for lateritic ores by equation 1 and silicate (serpentine) ores by equation 2.

9(NiFe)О3 + 6СО(NH2)2 = 9Ni + 3Fе3О4 + 3СО + 3СO2 + 12Н2О + 6N2; (1)
3(NiOMgO)SiО2 + СО(NH2)2 = 3Ni+3MgO+3SiО2 +CО2+2H2О+N2; (2)
Из спека элементарные никель и кобальт извлекаются магнитной сепарацией. Вместе с ними в магнитную фракцию переходит и магнитит. Из магнитной фракции никель и кобальт извлекаются любым из известных способов: флотацией, электростатической сепарацией или гидрометаллургическим путем с использованием различного рода растворителей, а магнитит остается в основном в нерастворимом остатке и может быть использован при производстве чугуна или стали.
9 (NiFe) O 3 + 6CO (NH 2 ) 2 = 9Ni + 3Fe 3 O 4 + 3CO + 3CO 2 + 12H 2 O + 6N 2 ; (1)
3 (NiOMgO) SiO 2 + CO (NH 2 ) 2 = 3Ni + 3MgO + 3SiО 2 + CO 2 + 2H 2 O + N 2 ; (2)
Elemental nickel and cobalt are extracted from the cake by magnetic separation. Together with them, magnetite also passes into the magnetic fraction. Nickel and cobalt are extracted from the magnetic fraction by any of the known methods: by flotation, electrostatic separation or by hydrometallurgical method using various kinds of solvents, and the magnet remains mainly in an insoluble residue and can be used in the production of cast iron or steel.

Технология отрабатывалась на окисленной никель-кобальтовой руде Шалапского (Алтайский край) месторождения. Усредненная пропорционально запасами проба руды имела состав, %:
SiО2-37 S-0,01 Ni-1,00;
Аl2О3-3,4 Р2О5-0,2 Со-0,10;
MgO-6,7 Fе2О3-32 Cn-0,09;
CaO-1,2 FeO-0,39 Zn-0,94;
Методика проведения исследований была следующей. Руда измельчалась до крупности 100% минус 0,25; 0,105; 0,075 мм. Соответствующая навеска руды шихтовались с одним из восстановителей, растворенным в воде для обеспечения более полного контакта. Шихта помещалась в фарфоровую трубку, которая вводилась в трубчатую печь в зону контролируемых температур. В процессе термической обработки шихты в трубке поддерживалась паровоздушная среда путем непрерывного вдувания в трубку острого пара. Материал в трубке перемешивался за счет ее непрерывного вращения со скоростью 5 об/мин. По истечении заданного времени трубка из печи вынималась, охлаждалась и из нее высыпался спек. Спек дезинтегрировался, и из него выделялась магнитная фракция при напряженности магнитного поля 3600 Э.
The technology was developed at the oxidized nickel-cobalt ore of the Shalapskoye (Altai Territory) deposit. The ore sample averaged in proportion to the reserves had the composition,%:
SiO 2 -37 S-0.01 Ni-1.00;
Al 2 O 3 -3.4 P 2 O 5 -0.2 Co-0.10;
MgO-6.7 Fe 2 O 3 -32 Cn-0.09;
CaO-1.2 FeO-0.39 Zn-0.94;
The research methodology was as follows. The ore was crushed to a particle size of 100% minus 0.25; 0.105; 0.075 mm. An appropriate ore sample was laden with one of the reducing agents dissolved in water to ensure a more complete contact. The mixture was placed in a porcelain tube, which was introduced into the tube furnace into a controlled temperature zone. During the heat treatment of the charge in the tube, a vapor-air medium was maintained by continuous injection of sharp steam into the tube. The material in the tube was mixed due to its continuous rotation at a speed of 5 rpm. After a predetermined time, the tube was removed from the furnace, cooled, and sintered out of it. The spec was disintegrated, and a magnetic fraction was released from it at a magnetic field of 3600 Oe.

Из магнитной фракции никель и кобальт выщелачивались раствором серной кислоты при рН 1,5-2,5. Окислительный потенциал раствора поддерживался в пределе 0,40-0,45 В задачей раствора нитрита натрия. Выщелачивание проводилось во флотомашине, изготовленной из стали Х18Н9Т. Из раствора никель и кобальт цементировались сплавом "Ира". Все продукты разделительного процесса анализировались. Остаточное содержание в растворе суммы никеля и кобальта по окончании цементации контролировалось, обычно не превышало 1 мг/л и при расчетах распределения не учитывалось. Nickel and cobalt were leached from the magnetic fraction with a solution of sulfuric acid at pH 1.5-2.5. The oxidizing potential of the solution was maintained in the range of 0.40-0.45 V by the sodium nitrite solution. Leaching was carried out in a flotation machine made of X18H9T steel. Nickel and cobalt were cemented from the solution with the Ira alloy. All products of the separation process were analyzed. The residual content in the solution of the sum of nickel and cobalt at the end of cementation was controlled, usually it did not exceed 1 mg / l, and was not taken into account when calculating the distribution.

Пример 1. Example 1

Первоначально изучалось влияние крупности пролома руды и температуры кипения. При этом расход карбамида был постоянен и равнялся 15 г на 1 кг руды, т.е. 120% от стехиометрического расчета по реакциям, выраженным уравнениями 1 и 2. Initially, the influence of the size of the ore break and the boiling point was studied. At the same time, urea consumption was constant and amounted to 15 g per 1 kg of ore, i.e. 120% of the stoichiometric calculation for the reactions expressed by equations 1 and 2.

Результаты опытов представлены в таблице 1. The results of the experiments are presented in table 1.

Анализ данных таблицы показывает, что определяющее влияние на извлечение никеля и кобальта в конечный продукт в интервале температур спекания оказывает крупность помола, т.е. механическое вскрытие извлекаемых компонентов руды. An analysis of the data in the table shows that the coarseness of the grinding, i.e. mechanical opening of recoverable ore components.

Пример 2. Example 2

Изучалось влияние расхода карбамида и дополнительно диметилформамида. Помол руды 100% минус 0,1 мм, навеска 1 кг, температура спекания 540oС.The effect of urea and additional dimethylformamide consumption was studied. Ore grinding 100% minus 0.1 mm, 1 kg sample, sintering temperature 540 o C.

Результаты опытов представлены в таблице 2. The results of the experiments are presented in table 2.

Из данных таблицы следует, что расход карбамида должен быть не менее 15 кг на 1 т руды, а время спекания при 540oС не менее 30 мин. Контрольные опыты с диметилформамидом показывают, что аналогичные результаты могут быть получены при более низком расходе восстановителя. Применение диметилформамида улучшает показатели по извлечению кобальта.From the data of the table it follows that the consumption of urea should be at least 15 kg per 1 ton of ore, and the sintering time at 540 o With at least 30 minutes. Control experiments with dimethylformamide show that similar results can be obtained with a lower consumption of reducing agent. The use of dimethylformamide improves the recovery of cobalt.

Источники информации
1. В.И.Смирнов, А.А.Цейдлер, И.Ф.Худяков, А.И.Тихонов. Металлургия меди, никеля и кобальта, М.: Металлургия, 1966 г. (39-129).
Sources of information
1. V.I.Smirnov, A.A. Zeidler, I.F. Khudyakov, A.I. Tikhonov. Metallurgy of copper, nickel and cobalt, M .: Metallurgy, 1966 (39-129).

2. Н.Н.Севрюков, Б.А.Кузьмин, Е.В.Челищев. Общая металлургия, М.: Металлургия, 1976 г., 153-163; 176-178. 2. NN Sevryukov, B. A. Kuzmin, E. V. Chelishchev. General metallurgy, M .: Metallurgy, 1976, 153-163; 176-178.

3. Металлургия меди, никеля и кобальта. Сб. международной конференции, редактор А.А.Цейдлер, М.: Металлургия, 1965 г., 292-323. 3. Metallurgy of copper, nickel and cobalt. Sat international conference, editor A.A. Zeidler, M .: Metallurgy, 1965, 292-323.

4. И.Ф.Худяков, А.И.Тихонов, В.И.Деев, С.С.Набойченко. Металлургия никеля и кобальта. - М.: Металлургия, 1977 г., 196-200. 4. I.F. Khudyakov, A.I. Tikhonov, V.I. Deev, S.S. Naboychenko. Metallurgy of nickel and cobalt. - M.: Metallurgy, 1977, 196-200.

5. Л.И.Пименов, В.И.Михайлов. Переработка окисленных никелевых руд. - М. : Металлургия, 1972 г., 64-92. 5. L.I. Pimenov, V.I. Mikhailov. Processing of oxidized nickel ores. - M.: Metallurgy, 1972, 64-92.

6. М.Л.Поляков, А.В.Филатов и др. "Способ гидрометаллургической переработки материалов, содержащих никель, медь, железо, кобальт и серу". Авторское свидетельство 747141, 14.03.80. 6. MLPolyakov, A.V. Filatov and others. "Method of hydrometallurgical processing of materials containing nickel, copper, iron, cobalt and sulfur." Copyright certificate 747141, 03/14/80.

Claims (1)

Способ переработки окисленных никель-кобальтовых руд, включающий восстановительное спекание и магнитное обогащение полученного спека с переводом никеля и кобальта в магнитную фракцию, отличающийся тем, что восстановительное спекание осуществляют в среде острого пара при 480-600oС с использованием в качестве восстановителя карбамида или другого органического вещества с повышенной температурой кипения и не содержащего серы и извлекают никель и кобальт из магнитной фракции гидрометаллургическим способом или электростатической сепарацией.A method of processing oxidized nickel-cobalt ores, including reductive sintering and magnetic enrichment of the obtained cake with the conversion of nickel and cobalt into a magnetic fraction, characterized in that reductive sintering is carried out in a sharp steam medium at 480-600 o C using urea or another as a reducing agent organic matter with a high boiling point and not containing sulfur and nickel and cobalt are extracted from the magnetic fraction by the hydrometallurgical method or electrostatic separation s.
RU2001118150A 2001-06-29 2001-06-29 Method to process oxidized nickel-cobalt ores RU2202637C2 (en)

Priority Applications (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
RU2001118150A RU2202637C2 (en) 2001-06-29 2001-06-29 Method to process oxidized nickel-cobalt ores

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
RU2001118150A RU2202637C2 (en) 2001-06-29 2001-06-29 Method to process oxidized nickel-cobalt ores

Publications (2)

Publication Number Publication Date
RU2001118150A RU2001118150A (en) 2003-04-20
RU2202637C2 true RU2202637C2 (en) 2003-04-20

Family

ID=20251327

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
RU2001118150A RU2202637C2 (en) 2001-06-29 2001-06-29 Method to process oxidized nickel-cobalt ores

Country Status (1)

Country Link
RU (1) RU2202637C2 (en)

Cited By (2)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
RU2267547C1 (en) * 2004-11-16 2006-01-10 Дмитрий Борисович Басков Method for extracting of nickel and cobalt from nickel ores
RU2458742C1 (en) * 2011-02-25 2012-08-20 Федеральное государственное автономное образовательное учреждение высшего профессионального образования "Уральский федеральный университет имени первого Президента России Б.Н. Ельцина" Method of dressing oxide nickel ores

Citations (3)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US4049444A (en) * 1973-11-05 1977-09-20 The International Nickel Company, Inc. Process for treatment of lateritic ores
SU662610A1 (en) * 1977-02-09 1979-05-15 Государственный проектный и научно-исследовательский институт "Гипроникель" Method of reducing oxidized nickel ores
RU2092587C1 (en) * 1995-03-17 1997-10-10 Акционерное общество открытого типа "Комбинат Южуралникель" Method of processing oxidized nickel-containing materials

Patent Citations (3)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US4049444A (en) * 1973-11-05 1977-09-20 The International Nickel Company, Inc. Process for treatment of lateritic ores
SU662610A1 (en) * 1977-02-09 1979-05-15 Государственный проектный и научно-исследовательский институт "Гипроникель" Method of reducing oxidized nickel ores
RU2092587C1 (en) * 1995-03-17 1997-10-10 Акционерное общество открытого типа "Комбинат Южуралникель" Method of processing oxidized nickel-containing materials

Non-Patent Citations (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Title
ПИМЕНОВ Л.И. и др. Переработка окисленных никелевых руд. - М.: Металлургия, 1972, с.64-92. *

Cited By (2)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
RU2267547C1 (en) * 2004-11-16 2006-01-10 Дмитрий Борисович Басков Method for extracting of nickel and cobalt from nickel ores
RU2458742C1 (en) * 2011-02-25 2012-08-20 Федеральное государственное автономное образовательное учреждение высшего профессионального образования "Уральский федеральный университет имени первого Президента России Б.Н. Ельцина" Method of dressing oxide nickel ores

Similar Documents

Publication Publication Date Title
Guo et al. Green and efficient utilization of waste ferric-oxide desulfurizer to clean waste copper slag by the smelting reduction-sulfurizing process
Zhu et al. Synergetic utilization of copper slag and ferruginous manganese ore via co-reduction followed by magnetic separation process
Park et al. A study on the oxidative ammonia/ammonium sulphate leaching of a complex (Cu–Ni–Co–Fe) matte
KR100727719B1 (en) Resin-in-pulp recovery of nickel and cobalt from oxide ore filtration slurry
Gargul et al. Leaching of lead and copper from flash smelting slag by citric acid
RU2355793C2 (en) Recovery of nickel, cobalt and other base metals made of lateritic ore with usage of heap leaching and product, containing nickel, cobalt and other metals and received from lateritic ore
JP2008533294A (en) Continuous or simultaneous leaching of ores containing nickel and cobalt
RU2412259C1 (en) Procedure for refinement of iron ore from arsenic and phosphorus
Bulut Recovery of copper and cobalt from ancient slag
Iwasaki et al. Processing techniques for difficult-to-treat ores by combining chemical metallurgy and mineral processing
RU2740930C1 (en) Pyrite cinder processing method
EP4059884A1 (en) Method for producing copper metal from copper concentrates without generating waste
RU2202637C2 (en) Method to process oxidized nickel-cobalt ores
Zhang et al. Reductive acid leaching of cadmium from zinc neutral leaching residue using hydrazine sulfate
Roshani et al. Studies on the leaching of an arsenic–uranium ore
Yannopoulos Control of copper losses in reverberatory slags—a literature review
Bahfie et al. Development of laterite ore processing and its applications
Kurama et al. Recovery of zinc from waste material using hydro metallurgical processes
Pandey et al. Processing of tungsten preconcentrate from low grade ore to recover metallic values
US3314783A (en) Process for the recovery of molybdenum values from ferruginous, molybdenum-bearing slags
Jones et al. Cobalt recovery from southern African copper smelters
Yu Metal recovery from steelmaking slag
Sarkar The removal of alumina and silica from iron rejects slime by chemical leaching
Göveli Nickel extraction from gördes laterites by hydrochloric acid leaching
US4062675A (en) Ore treatment involving a halo-metallization process