RU2202637C2 - Method to process oxidized nickel-cobalt ores - Google Patents
Method to process oxidized nickel-cobalt ores Download PDFInfo
- 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
Links
Images
Landscapes
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Abstract
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)
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)
| 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)
| 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 |
-
2001
- 2001-06-29 RU RU2001118150A patent/RU2202637C2/en active
Patent Citations (3)
| 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)
| Title |
|---|
| ПИМЕНОВ Л.И. и др. Переработка окисленных никелевых руд. - М.: Металлургия, 1972, с.64-92. * |
Cited By (2)
| 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 |