RU2398030C1 - Procedure for processing residues of carbonyl nickel synthesis - Google Patents
Procedure for processing residues of carbonyl nickel synthesis Download PDFInfo
- Publication number
- RU2398030C1 RU2398030C1 RU2009119992A RU2009119992A RU2398030C1 RU 2398030 C1 RU2398030 C1 RU 2398030C1 RU 2009119992 A RU2009119992 A RU 2009119992A RU 2009119992 A RU2009119992 A RU 2009119992A RU 2398030 C1 RU2398030 C1 RU 2398030C1
- Authority
- RU
- Russia
- Prior art keywords
- copper
- nickel
- solution
- cobalt
- mol
- Prior art date
Links
- PXHVJJICTQNCMI-UHFFFAOYSA-N Nickel Chemical compound [Ni] PXHVJJICTQNCMI-UHFFFAOYSA-N 0.000 title claims abstract description 238
- 238000000034 method Methods 0.000 title claims abstract description 52
- 230000015572 biosynthetic process Effects 0.000 title claims abstract description 31
- 238000003786 synthesis reaction Methods 0.000 title claims abstract description 27
- VEXZGXHMUGYJMC-UHFFFAOYSA-N Hydrochloric acid Chemical compound Cl VEXZGXHMUGYJMC-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 112
- 229910052759 nickel Inorganic materials 0.000 claims abstract description 98
- 239000010949 copper Substances 0.000 claims abstract description 97
- 238000000605 extraction Methods 0.000 claims abstract description 78
- RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N Copper Chemical compound [Cu] RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 71
- 229910017052 cobalt Inorganic materials 0.000 claims abstract description 66
- 239000010941 cobalt Substances 0.000 claims abstract description 66
- GUTLYIVDDKVIGB-UHFFFAOYSA-N cobalt atom Chemical compound [Co] GUTLYIVDDKVIGB-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 66
- 229910052802 copper Inorganic materials 0.000 claims abstract description 60
- XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N Iron Chemical compound [Fe] XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 59
- ORTQZVOHEJQUHG-UHFFFAOYSA-L copper(II) chloride Chemical compound Cl[Cu]Cl ORTQZVOHEJQUHG-UHFFFAOYSA-L 0.000 claims abstract description 58
- 238000002386 leaching Methods 0.000 claims abstract description 53
- BASFCYQUMIYNBI-UHFFFAOYSA-N platinum Substances [Pt] BASFCYQUMIYNBI-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 30
- 229910052751 metal Inorganic materials 0.000 claims abstract description 23
- 239000002184 metal Substances 0.000 claims abstract description 23
- 229910052742 iron Inorganic materials 0.000 claims abstract description 22
- 229910052697 platinum Inorganic materials 0.000 claims abstract description 21
- -1 platinum metals Chemical class 0.000 claims abstract description 20
- 239000007800 oxidant agent Substances 0.000 claims abstract description 18
- 239000007788 liquid Substances 0.000 claims abstract description 15
- GVPFVAHMJGGAJG-UHFFFAOYSA-L cobalt dichloride Chemical class [Cl-].[Cl-].[Co+2] GVPFVAHMJGGAJG-UHFFFAOYSA-L 0.000 claims abstract description 12
- CWYNVVGOOAEACU-UHFFFAOYSA-N Fe2+ Chemical compound [Fe+2] CWYNVVGOOAEACU-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 10
- 239000012141 concentrate Substances 0.000 claims abstract description 10
- ZAMOUSCENKQFHK-UHFFFAOYSA-N Chlorine atom Chemical compound [Cl] ZAMOUSCENKQFHK-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 8
- 239000000460 chlorine Substances 0.000 claims abstract description 8
- 229910052801 chlorine Inorganic materials 0.000 claims abstract description 8
- 239000000243 solution Substances 0.000 claims description 112
- VEXZGXHMUGYJMC-UHFFFAOYSA-M Chloride anion Chemical compound [Cl-] VEXZGXHMUGYJMC-UHFFFAOYSA-M 0.000 claims description 20
- MHAJPDPJQMAIIY-UHFFFAOYSA-N Hydrogen peroxide Chemical compound OO MHAJPDPJQMAIIY-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 18
- 230000008569 process Effects 0.000 claims description 18
- 229910021592 Copper(II) chloride Inorganic materials 0.000 claims description 15
- 238000011068 loading method Methods 0.000 claims description 15
- XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N water Substances O XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 14
- 238000005349 anion exchange Methods 0.000 claims description 11
- VTLYFUHAOXGGBS-UHFFFAOYSA-N Fe3+ Chemical compound [Fe+3] VTLYFUHAOXGGBS-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 7
- 230000007935 neutral effect Effects 0.000 claims description 5
- 230000003301 hydrolyzing effect Effects 0.000 claims description 4
- 229910000008 nickel(II) carbonate Inorganic materials 0.000 claims description 4
- ZULUUIKRFGGGTL-UHFFFAOYSA-L nickel(ii) carbonate Chemical compound [Ni+2].[O-]C([O-])=O ZULUUIKRFGGGTL-UHFFFAOYSA-L 0.000 claims description 4
- 238000000746 purification Methods 0.000 claims description 4
- 239000003929 acidic solution Substances 0.000 claims 1
- 230000001590 oxidative effect Effects 0.000 abstract description 4
- 230000000694 effects Effects 0.000 abstract 1
- 238000005272 metallurgy Methods 0.000 abstract 1
- 239000000126 substance Substances 0.000 abstract 1
- 239000000203 mixture Substances 0.000 description 14
- RBTARNINKXHZNM-UHFFFAOYSA-K iron trichloride Chemical compound Cl[Fe](Cl)Cl RBTARNINKXHZNM-UHFFFAOYSA-K 0.000 description 12
- 239000012535 impurity Substances 0.000 description 11
- KZBUYRJDOAKODT-UHFFFAOYSA-N Chlorine Chemical compound ClCl KZBUYRJDOAKODT-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 9
- 238000006243 chemical reaction Methods 0.000 description 9
- 238000004519 manufacturing process Methods 0.000 description 9
- 239000008346 aqueous phase Substances 0.000 description 8
- QVGXLLKOCUKJST-UHFFFAOYSA-N atomic oxygen Chemical compound [O] QVGXLLKOCUKJST-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 8
- 150000001879 copper Chemical class 0.000 description 8
- 239000003085 diluting agent Substances 0.000 description 8
- 238000001914 filtration Methods 0.000 description 8
- 238000002156 mixing Methods 0.000 description 8
- 229910052760 oxygen Inorganic materials 0.000 description 8
- 239000001301 oxygen Substances 0.000 description 8
- 238000000926 separation method Methods 0.000 description 8
- 238000003756 stirring Methods 0.000 description 8
- 239000011550 stock solution Substances 0.000 description 8
- 239000003153 chemical reaction reagent Substances 0.000 description 7
- KTVIXTQDYHMGHF-UHFFFAOYSA-L cobalt(2+) sulfate Chemical class [Co+2].[O-]S([O-])(=O)=O KTVIXTQDYHMGHF-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 7
- 238000001816 cooling Methods 0.000 description 7
- 239000003607 modifier Substances 0.000 description 7
- 229910021578 Iron(III) chloride Inorganic materials 0.000 description 6
- QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N Sulfuric acid Chemical compound OS(O)(=O)=O QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 6
- 238000005868 electrolysis reaction Methods 0.000 description 6
- 230000003647 oxidation Effects 0.000 description 6
- 238000007254 oxidation reaction Methods 0.000 description 6
- 239000002244 precipitate Substances 0.000 description 6
- YKGBNAGNNUEZQC-UHFFFAOYSA-N 6-methyl-n,n-bis(6-methylheptyl)heptan-1-amine Chemical compound CC(C)CCCCCN(CCCCCC(C)C)CCCCCC(C)C YKGBNAGNNUEZQC-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 5
- 229910021591 Copper(I) chloride Inorganic materials 0.000 description 5
- NINIDFKCEFEMDL-UHFFFAOYSA-N Sulfur Chemical compound [S] NINIDFKCEFEMDL-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 5
- OXBLHERUFWYNTN-UHFFFAOYSA-M copper(I) chloride Chemical compound [Cu]Cl OXBLHERUFWYNTN-UHFFFAOYSA-M 0.000 description 5
- 239000000047 product Substances 0.000 description 5
- 241000080590 Niso Species 0.000 description 4
- FAPWRFPIFSIZLT-UHFFFAOYSA-M Sodium chloride Chemical compound [Na+].[Cl-] FAPWRFPIFSIZLT-UHFFFAOYSA-M 0.000 description 4
- RAHZWNYVWXNFOC-UHFFFAOYSA-N Sulphur dioxide Chemical compound O=S=O RAHZWNYVWXNFOC-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 4
- 239000010802 sludge Substances 0.000 description 4
- GHPYJLCQYMAXGG-WCCKRBBISA-N (2R)-2-amino-3-(2-boronoethylsulfanyl)propanoic acid hydrochloride Chemical compound Cl.N[C@@H](CSCCB(O)O)C(O)=O GHPYJLCQYMAXGG-WCCKRBBISA-N 0.000 description 3
- VMQMZMRVKUZKQL-UHFFFAOYSA-N Cu+ Chemical compound [Cu+] VMQMZMRVKUZKQL-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- JPVYNHNXODAKFH-UHFFFAOYSA-N Cu2+ Chemical compound [Cu+2] JPVYNHNXODAKFH-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- KJTLSVCANCCWHF-UHFFFAOYSA-N Ruthenium Chemical compound [Ru] KJTLSVCANCCWHF-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- UCKMPCXJQFINFW-UHFFFAOYSA-N Sulphide Chemical compound [S-2] UCKMPCXJQFINFW-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- 239000000701 coagulant Substances 0.000 description 3
- 229910052500 inorganic mineral Inorganic materials 0.000 description 3
- 239000011707 mineral Substances 0.000 description 3
- 239000012071 phase Substances 0.000 description 3
- 229910052707 ruthenium Inorganic materials 0.000 description 3
- 239000011593 sulfur Substances 0.000 description 3
- 229910052717 sulfur Inorganic materials 0.000 description 3
- 235000010205 Cola acuminata Nutrition 0.000 description 2
- 244000228088 Cola acuminata Species 0.000 description 2
- 235000015438 Cola nitida Nutrition 0.000 description 2
- KDLHZDBZIXYQEI-UHFFFAOYSA-N Palladium Chemical compound [Pd] KDLHZDBZIXYQEI-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-L Sulfate Chemical compound [O-]S([O-])(=O)=O QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 2
- 239000002253 acid Substances 0.000 description 2
- 150000001805 chlorine compounds Chemical class 0.000 description 2
- 238000000354 decomposition reaction Methods 0.000 description 2
- 238000005265 energy consumption Methods 0.000 description 2
- 238000010304 firing Methods 0.000 description 2
- 150000002500 ions Chemical class 0.000 description 2
- 239000000155 melt Substances 0.000 description 2
- 150000002739 metals Chemical class 0.000 description 2
- IUSOXUFUXZORBF-UHFFFAOYSA-N n,n-dioctyloctan-1-amine;hydrochloride Chemical compound [Cl-].CCCCCCCC[NH+](CCCCCCCC)CCCCCCCC IUSOXUFUXZORBF-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 238000006386 neutralization reaction Methods 0.000 description 2
- LGQLOGILCSXPEA-UHFFFAOYSA-L nickel sulfate Chemical class [Ni+2].[O-]S([O-])(=O)=O LGQLOGILCSXPEA-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 2
- 229910052762 osmium Inorganic materials 0.000 description 2
- SYQBFIAQOQZEGI-UHFFFAOYSA-N osmium atom Chemical compound [Os] SYQBFIAQOQZEGI-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 230000009467 reduction Effects 0.000 description 2
- CDBYLPFSWZWCQE-UHFFFAOYSA-L sodium carbonate Substances [Na+].[Na+].[O-]C([O-])=O CDBYLPFSWZWCQE-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 2
- 239000011780 sodium chloride Substances 0.000 description 2
- 230000007704 transition Effects 0.000 description 2
- STCOOQWBFONSKY-UHFFFAOYSA-N tributyl phosphate Chemical compound CCCCOP(=O)(OCCCC)OCCCC STCOOQWBFONSKY-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- QPLDLSVMHZLSFG-UHFFFAOYSA-N Copper oxide Chemical compound [Cu]=O QPLDLSVMHZLSFG-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 239000005751 Copper oxide Substances 0.000 description 1
- UFHFLCQGNIYNRP-UHFFFAOYSA-N Hydrogen Chemical compound [H][H] UFHFLCQGNIYNRP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- OAICVXFJPJFONN-UHFFFAOYSA-N Phosphorus Chemical compound [P] OAICVXFJPJFONN-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- ZLMJMSJWJFRBEC-UHFFFAOYSA-N Potassium Chemical compound [K] ZLMJMSJWJFRBEC-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- CZNCTWNLEIFMDX-UHFFFAOYSA-N [Fe].O=O Chemical class [Fe].O=O CZNCTWNLEIFMDX-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 238000009825 accumulation Methods 0.000 description 1
- 230000002378 acidificating effect Effects 0.000 description 1
- 150000007513 acids Chemical class 0.000 description 1
- 150000001412 amines Chemical class 0.000 description 1
- 238000009835 boiling Methods 0.000 description 1
- 238000001354 calcination Methods 0.000 description 1
- 125000002915 carbonyl group Chemical group [*:2]C([*:1])=O 0.000 description 1
- 230000006315 carbonylation Effects 0.000 description 1
- 238000005810 carbonylation reaction Methods 0.000 description 1
- 229910000431 copper oxide Inorganic materials 0.000 description 1
- 230000006324 decarbonylation Effects 0.000 description 1
- 238000006606 decarbonylation reaction Methods 0.000 description 1
- 238000004090 dissolution Methods 0.000 description 1
- 238000004821 distillation Methods 0.000 description 1
- 239000000428 dust Substances 0.000 description 1
- 239000007789 gas Substances 0.000 description 1
- 238000000227 grinding Methods 0.000 description 1
- 239000001257 hydrogen Substances 0.000 description 1
- 229910052739 hydrogen Inorganic materials 0.000 description 1
- 229910052741 iridium Inorganic materials 0.000 description 1
- GKOZUEZYRPOHIO-UHFFFAOYSA-N iridium atom Chemical compound [Ir] GKOZUEZYRPOHIO-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 239000000463 material Substances 0.000 description 1
- 238000002844 melting Methods 0.000 description 1
- 230000008018 melting Effects 0.000 description 1
- 230000003472 neutralizing effect Effects 0.000 description 1
- 238000009856 non-ferrous metallurgy Methods 0.000 description 1
- 230000033116 oxidation-reduction process Effects 0.000 description 1
- 229910052763 palladium Inorganic materials 0.000 description 1
- 229910052954 pentlandite Inorganic materials 0.000 description 1
- 230000000737 periodic effect Effects 0.000 description 1
- 239000011574 phosphorus Substances 0.000 description 1
- 229910052698 phosphorus Inorganic materials 0.000 description 1
- 229910052700 potassium Inorganic materials 0.000 description 1
- BWHMMNNQKKPAPP-UHFFFAOYSA-L potassium carbonate Substances [K+].[K+].[O-]C([O-])=O BWHMMNNQKKPAPP-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 1
- 235000011181 potassium carbonates Nutrition 0.000 description 1
- TYJJADVDDVDEDZ-UHFFFAOYSA-M potassium hydrogencarbonate Chemical compound [K+].OC([O-])=O TYJJADVDDVDEDZ-UHFFFAOYSA-M 0.000 description 1
- 238000009853 pyrometallurgy Methods 0.000 description 1
- 238000011084 recovery Methods 0.000 description 1
- 230000008929 regeneration Effects 0.000 description 1
- 238000011069 regeneration method Methods 0.000 description 1
- 229910052703 rhodium Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000010948 rhodium Substances 0.000 description 1
- MHOVAHRLVXNVSD-UHFFFAOYSA-N rhodium atom Chemical compound [Rh] MHOVAHRLVXNVSD-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 239000013049 sediment Substances 0.000 description 1
- 235000011182 sodium carbonates Nutrition 0.000 description 1
- 239000007787 solid Substances 0.000 description 1
- 230000007306 turnover Effects 0.000 description 1
Classifications
-
- Y—GENERAL TAGGING OF NEW TECHNOLOGICAL DEVELOPMENTS; GENERAL TAGGING OF CROSS-SECTIONAL TECHNOLOGIES SPANNING OVER SEVERAL SECTIONS OF THE IPC; TECHNICAL SUBJECTS COVERED BY FORMER USPC CROSS-REFERENCE ART COLLECTIONS [XRACs] AND DIGESTS
- Y02—TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
- Y02P—CLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
- Y02P10/00—Technologies related to metal processing
- Y02P10/20—Recycling
Landscapes
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Abstract
Description
Изобретение относится к цветной металлургии, в частности к способам переработки остатков синтеза карбонильного производства никеля, с получением чистых медьсодержащих продуктов и концентратов никеля и кобальта и платиновых металлов.The invention relates to non-ferrous metallurgy, in particular to methods for processing the synthesis residues of the carbonyl production of nickel, to obtain pure copper-containing products and concentrates of nickel and cobalt and platinum metals.
Существующие способы переработки остатков синтеза карбонилирования никеля, представляющих собой сульфидный техногенный продукт с основными минеральными фазами в виде халькозина Cu2S и пентландитов Me9S8, где Me - Ni, Со и Fe, основаны на окислительном обжиге с последующим атмосферным выщелачиванием обожженного материала. Эти способы не позволяют осуществлять селективное извлечение металлов на стадии выщелачивания, что приводит к коллективному переходу всех металлов в сульфатный раствор и затрудняет их последующее разделение. Кроме того, удаление серы при обжиге вызывает улетучивание из перерабатываемых остатков таких редких платиновых металлов, как осмий и рутений. Окислительный обжиг сопровождается выделением сернистого газа, который необходимо утилизировать, значительными механическими потерями кобальта и платиновых металлов, а также большими энергозатратами. Используемая в настоящее время автоклавная сернокислотная переработка остатков синтеза позволяет устранить выбросы сернистого газа и пыли. Однако скорость выщелачивания в сернокислых растворах невысока, разделение металлов затруднено, а сам процесс является периодическим. Проведение гидрометаллургической переработки при атмосферном давлении возможно лишь в хлоридных средах с использованием хлорсодержащих реагентов.Existing methods for processing nickel carbonylation synthesis residues, which are a sulfide technogenic product with the main mineral phases in the form of chalcosine Cu 2 S and pentlandites Me 9 S 8 , where Me - Ni, Co, and Fe, are based on oxidative calcination followed by atmospheric leaching of the calcined material. These methods do not allow selective extraction of metals at the leaching stage, which leads to the collective transition of all metals to a sulfate solution and complicates their subsequent separation. In addition, the removal of sulfur during firing causes volatilization of rare platinum metals such as osmium and ruthenium from processed residues. Oxidative firing is accompanied by the release of sulfur dioxide, which must be disposed of, significant mechanical losses of cobalt and platinum metals, as well as high energy consumption. Currently used autoclave sulfuric acid processing of synthesis residues eliminates emissions of sulfur dioxide and dust. However, the leaching rate in sulfate solutions is low, metal separation is difficult, and the process itself is periodic. Hydrometallurgical processing at atmospheric pressure is possible only in chloride environments using chlorine-containing reagents.
Известен способ переработки остатков синтеза карбонильного никеля (см. авт. свид. 821520 СССР, МКИ3 C22B 15/08, 23/04, 1981) путем хлорирования остатков газообразным хлором в расплаве хлорида натрия, отделения концентрата платиновых металлов от расплава, охлаждения расплава, измельчения и последующего его выщелачивания 1,5-2,0% раствором серной или соляной кислоты при содержании твердого в пульпе 200-250 г/л и температуре 50-75°C в течение 1,0-1,5 ч. В результате выщелачивания никель, кобальт, железо и двухвалентная медь переходят в раствор, а хлористая медь остается в осадке. Осадок хлористой меди промывают 1,7% раствором серной кислоты. Извлечение меди в осадок составляет 60-70%. Раствор выщелачивания объединяют с промывным раствором и направляют на электролиз с получением катодной меди. Таким образом, получают два товарных продукта - хлористую и катодную медь.A known method of processing residues of the synthesis of carbonyl nickel (see ed. Certificate 821520 USSR, MKI 3 C22B 15/08, 23/04, 1981) by chlorinating the residues with gaseous chlorine in a sodium chloride melt, separating the platinum metal concentrate from the melt, cooling the melt, grinding and its subsequent leaching with a 1.5-2.0% solution of sulfuric or hydrochloric acid with a solid content of 200-250 g / l in the pulp and a temperature of 50-75 ° C for 1.0-1.5 hours. As a result of leaching nickel, cobalt, iron and divalent copper go into solution, while copper chloride remains Xia in sediment. The precipitate of copper chloride is washed with a 1.7% sulfuric acid solution. Extraction of copper in the precipitate is 60-70%. The leach solution is combined with a wash solution and sent to electrolysis to obtain cathode copper. Thus, two marketable products are obtained - chloride and cathode copper.
Недостатками данного способа являются отсутствие селективного отделения меди от никеля и кобальта на стадии выщелачивания, высокий расход реагентов, поскольку отсутствует их оборот, высокая энергоемкость и капиталоемкость способа, связанные с использованием специальной аппаратуры для проведения пирометаллургического процесса с применением газообразного хлора. Кроме того, использование газообразного хлора при высокой температуре (температура плавления хлорида натрия 800°C), известное как процесс "хлоридовозгонки" платиновых металлов, приводит к значительному переводу их в газовую фазу и может протекать частично для платины и иридия и практически полностью для палладия, рутения и осмия, что ведет к снижению степени извлечения платиновых металлов.The disadvantages of this method are the lack of selective separation of copper from nickel and cobalt at the leaching stage, the high consumption of reagents, since there is no turnover, high energy and capital intensity of the method associated with the use of special equipment for carrying out the pyrometallurgical process using gaseous chlorine. In addition, the use of gaseous chlorine at high temperature (melting point of sodium chloride 800 ° C), known as the process of "chloride distillation" of platinum metals, leads to a significant transfer of them into the gas phase and can occur partially for platinum and iridium and almost completely for palladium, ruthenium and osmium, which leads to a decrease in the recovery of platinum metals.
Известен также способ переработки остатков синтеза карбонильного никеля, принятый в качестве прототипа (см. Касиков А.Г., Кшуманева Е.С. Гидрометаллургическая переработка остатков синтеза карбонильного никеля. // Инновационнный потенциал Кольской науки: сб. статей / Изд. Кольского научного центра РАН. - Апатиты, 2005. - С.243-248), включающий разовую загрузку декарбонилированных остатков, содержащих цветные и платиновые металлы, в нагретый до 90°C концентрированный солянокислый раствор, содержащий хлориды меди (II), никеля, кобальта и железа в количестве, моль/л: 0,2 Fe (III), 0,4 Cu (II), 2 HCl и 2,8 хлор-иона при подаче газообразного хлора и величине окислительно-восстановительного потенциала (ОВП) 400-600 мВ. Выщелачивание остатков ведут при Т:Ж=1:10 в течение 5 ч с переводом меди, железа и частично никеля и кобальта в раствор выщелачивания и концентрированием остальной части никеля и кобальта, а также платиновых металлов в остатке выщелачивания, который подвергают окислительной переработке с получением раствора сульфатов никеля и кобальта и концентрата платиновых металлов. Степень извлечения в раствор выщелачивания составляет, %: Cu 95,9-99,9, Fe 75,2-99,1, Ni 14,9-78,7, Co 5,0-55,9, S 2,2-43,8.There is also a known method for processing carbonyl nickel synthesis residues, adopted as a prototype (see Kasikov A.G., Kshumaneva E.S. Hydrometallurgical processing of carbonyl nickel synthesis residues. // Innovative potential of Kola science: collection of articles / Publishing house of the Kola Science Center RAS - Apatity, 2005. - P.243-248), which includes a one-time loading of decarbonylated residues containing non-ferrous and platinum metals into a concentrated hydrochloric acid solution containing copper (II), nickel, cobalt and iron number of TBE mol / l: 0,2 Fe (III), 0,4 Cu (II), HCl and 2-chloro 2,8 ion with injecting chlorine gas and the value of the redox potential (ORP) of 400-600 mV. Leaching of the residues is carried out at T: L = 1: 10 for 5 hours with the transfer of copper, iron and partially nickel and cobalt into the leach solution and concentration of the rest of nickel and cobalt, as well as platinum metals in the leach residue, which is subjected to oxidative processing to obtain a solution of nickel and cobalt sulfates and a platinum metal concentrate. The degree of extraction into the leach solution is,%: Cu 95.9-99.9, Fe 75.2-99.1, Ni 14.9-78.7, Co 5.0-55.9, S 2.2- 43.8.
Известный способ характеризуется недостаточно высокой степенью отделения меди от никеля и кобальта, особенно в области повышенных значений ОВП. К недостаткам способа следует также отнести повышенный расход соляной кислоты (2 моль/л HCl), что требует дополнительных затрат на последующую нейтрализацию кислоты. Кроме того, способ не предусматривает переработки раствора выщелачивания с получением чистой медной продукции.The known method is characterized by an insufficiently high degree of separation of copper from nickel and cobalt, especially in the region of increased ORP values. The disadvantages of the method include the increased consumption of hydrochloric acid (2 mol / l HCl), which requires additional costs for the subsequent neutralization of the acid. In addition, the method does not provide for the processing of leach solution with obtaining pure copper products.
Настоящее изобретение направленно на достижение технического результата, заключающегося в повышении эффективности переработки остатков синтеза карбонильного никеля за счет увеличения степени отделения меди от никеля и кобальта, получения чистого раствора хлорида меди (II) и снижения расхода реагентов.The present invention is aimed at achieving a technical result, which consists in increasing the efficiency of processing residues of the synthesis of carbonyl nickel by increasing the degree of separation of copper from nickel and cobalt, obtaining a pure solution of copper (II) chloride and reducing the consumption of reagents.
Технический результат достигается тем, что в способе переработки остатков синтеза карбонильного никеля, содержащих цветные и платиновые металлы, включающем загрузку декарбонилированных остатков в нагретый исходный солянокислый раствор, содержащий хлориды меди (II), никеля и кобальта, при подаче газообразного хлора и поддержании заданного окислительно-восстановительного потенциала, выщелачивание остатков с переводом меди, железа и частично никеля и кобальта в раствор выщелачивания и концентрированием остальной части никеля и кобальта, а также платиновых металлов в остатке выщелачивания и переработку остатка с получением концентрата платиновых металлов, согласно изобретению исходный солянокислый раствор содержит не менее 2 моль/л хлоридов никеля и кобальта и 0,25-0,5 моль/л соляной кислоты, загрузку декарбонилированных остатков в солянокислый раствор ведут дискретно при поддержании окислительно-восстановительного потенциала в интервале значений 350-400 мВ, раствор выщелачивания подвергают жидкостной экстракции с извлечением в экстракт основной части меди, а в рафинат - никеля, кобальта и остаточной части меди и осуществляют реэкстракцию меди в присутствии окислителя с получением раствора хлорида меди (II), при этом часть рафината направляют на стадию выщелачивания.The technical result is achieved in that in a method for processing carbonyl nickel synthesis residues containing non-ferrous and platinum metals, comprising loading decarbonylated residues in a heated initial hydrochloric acid solution containing copper (II) chlorides, nickel and cobalt, while supplying gaseous chlorine and maintaining a predetermined oxidation reduction potential, leaching of residues with the transfer of copper, iron and partially nickel and cobalt to the leaching solution and concentration of the rest of nickel and cobalt as well as platinum metals in the leach residue and processing the residue to obtain a platinum metal concentrate, according to the invention, the initial hydrochloric acid solution contains at least 2 mol / l of nickel and cobalt chlorides and 0.25-0.5 mol / l of hydrochloric acid, loading of decarbonylated residues the hydrochloric acid solution is discrete while maintaining the redox potential in the range of 350-400 mV, the leach solution is subjected to liquid extraction to extract the bulk of the copper into the extract, and to the raffinate nickel, cobalt and the residual portion of copper, and copper is re-extracted in the presence of an oxidizing agent to obtain a solution of copper (II) chloride, with a portion of the raffinate being sent to the leaching stage.
Достижению технического результата способствует то, что исходный солянокислый раствор имеет температуру 80-105°C, а выщелачивание декарбонилированных остатков ведут в течение 1-5 ч.The achievement of the technical result is facilitated by the fact that the initial hydrochloric acid solution has a temperature of 80-105 ° C, and the leaching of decarbonylated residues is carried out for 1-5 hours.
Достижению технического результата способствует также то, что жидкостную экстракцию осуществляют анионообменным или нейтральным экстрагентом при O:B=1-5:1 на 1-3 ступенях.The achievement of the technical result also contributes to the fact that liquid extraction is carried out by anion-exchange or neutral extractant at O: B = 1-5: 1 at 1-3 steps.
На достижение технического результата направлено и то, что реэкстрацию меди ведут раствором соляной кислоты с концентрацией хлор-иона не менее 0,25 моль/л с использованием в качестве окислителя пероксида водорода или воздуха при O:B=1-3:1 на 2-5 ступенях.The technical result is also aimed at the fact that copper is stripped with a hydrochloric acid solution with a chloride ion concentration of at least 0.25 mol / l using hydrogen peroxide or air as an oxidizing agent at O: B = 1-3: 1 per 2- 5 steps.
Достижению технического результата способствует то, что после реэкстрации меди производят водную реэкстракцию железа (III) при O:B=0,3-1:1 на 2-5 ступенях.The achievement of the technical result is facilitated by the fact that after copper reextraction, an aqueous iron (III) reextraction is performed at O: B = 0.3-1: 1 at 2-5 steps.
Достижению технического результата способствует также то, что перед экстракцией раствор выщелачивания подвергают гидролитической очистке от железа, которую осуществляют карбонатом никеля при 70-100°C и pH 0,5-1,5.The achievement of the technical result is also facilitated by the fact that, before extraction, the leaching solution is subjected to hydrolytic purification of iron, which is carried out by nickel carbonate at 70-100 ° C and pH 0.5-1.5.
Достижению технического результата способствует и то, что на стадию выщелачивания направляют 70-90% рафината, при этом остаточную часть рафината выводят из процесса и направляют на извлечение никеля и кобальта.The achievement of the technical result is also facilitated by the fact that 70-90% of the raffinate is directed to the leaching stage, while the remaining part of the raffinate is removed from the process and sent to the extraction of nickel and cobalt.
Использование для выщелачивания декарбонилированных остатков раствора, содержащего не менее 2 моль/л хлоридов никеля и кобальта и 0,25-0,5 моль/л соляной кислоты, обеспечивает проведение загрузки и выщелачивания при пониженных значениях ОВП - 350-400 мВ с извлечением меди и железа в раствор из минеральных фаз халькозина и пентландита, содержащихся в остатках синтеза. При этом растворение халькозина Cu2S происходит в результате окисления сульфидной серы до элементарной серы с восстановлением хлорида меди Cu (II) до Cu (I) и переходом меди в раствор. Поскольку растворимость Cu (I) в воде и кислотах низка, введение в выщелачивающий раствор хлор-иона в виде хлоридов никеля и кобальта в количестве не менее 2 моль/л способствует удержанию Cu (I) в растворе в виде хлоридных комплексов
Пониженная по сравнению с прототипом концентрация соляной кислоты 0,25-0,5 моль/л способствует снижению ее расхода при выщелачивании остатков синтеза карбонильного никеля, а также снижению расхода нейтрализующих реагентов при последующей нейтрализации кислых стоков. При концентрации соляной кислоты ниже 0,25 моль/л возможно образование осадка гидроксохлорида меди (II), что нежелательно, а концентрация соляной кислоты более 0,5 моль/л технологически нецелесообразна.Reduced in comparison with the prototype, the concentration of hydrochloric acid of 0.25-0.5 mol / l helps to reduce its consumption during leaching of the residues of the synthesis of carbonyl nickel, as well as to reduce the consumption of neutralizing reagents during the subsequent neutralization of acidic effluents. When the concentration of hydrochloric acid is lower than 0.25 mol / L, a precipitate of copper (II) hydroxochloride is possible, which is undesirable, and a concentration of hydrochloric acid of more than 0.5 mol / L is technologically impractical.
Дискретная загрузка декарбонилированных остатков в выщелачивающий солянокислый раствор способствует устойчивому протеканию процесса. Поддержание ОВП раствора в интервале значений 350-400 мВ позволяет обеспечить более высокую степень отделения меди от никеля, кобальта и платиновых металлов, поскольку при указанных значениях ОВП происходит практически полное извлечение меди и не более 10% кобальта и никеля. Проведение загрузки и выщелачивания остатков при потенциале ниже 350 мВ ведет к замедлению разложения халькозина и вызывает цементацию выделившейся в раствор меди, а потенциал более 400 мВ нежелателен по причине перехода ряда платиновых металлов (родия, рутения) в раствор выщелачивания.The discrete loading of decarbonylated residues into the leaching hydrochloric acid solution contributes to a stable process. Maintaining the ORP of the solution in the range of 350-400 mV allows a higher degree of separation of copper from nickel, cobalt and platinum metals, since at the indicated values of the ORP there is almost complete extraction of copper and not more than 10% of cobalt and nickel. The loading and leaching of residues at a potential below 350 mV slows down the decomposition of chalcosine and causes cementation of copper released into the solution, and a potential of more than 400 mV is undesirable due to the transfer of a number of platinum metals (rhodium, ruthenium) into the leach solution.
Полученный в процессе выщелачивания декарбонилированных остатков синтеза раствор содержит медь (I) в виде хлоридных комплексов
Направление рафината, содержащего хлориды меди (II), никеля и кобальта, на стадию выщелачивания позволяет снизить расход выщелачивающего раствора.The direction of the raffinate containing copper (II) chlorides, nickel and cobalt to the leaching stage allows to reduce the leach solution consumption.
Совокупность вышеуказанных признаков необходима и достаточна для достижения технического результата изобретения, заключающегося в повышении эффективности переработки остатков синтеза карбонильного никеля за счет увеличения степени отделения меди от никеля и кобальта, снижения расхода реагентов и получения чистого раствора хлорида меди (II).The combination of the above features is necessary and sufficient to achieve the technical result of the invention, which consists in increasing the efficiency of processing residues of the synthesis of carbonyl nickel by increasing the degree of separation of copper from nickel and cobalt, reducing the consumption of reagents and obtaining a pure solution of copper (II) chloride.
В частных случаях осуществления изобретения предпочтительны следующие конкретные операции и режимные параметры.In particular cases of carrying out the invention, the following specific operations and operating parameters are preferred.
Проведение операции выщелачивания при температуре 80-105°C в течение 1-5 ч обусловлено тем, что в этих условиях достигается высокая степень извлечения меди в раствор выщелачивания и образующаяся в ходе реакции элементарная сера не препятствует массопереносу окислителя к поверхности минералов. При температуре ниже 80°C происходит существенное снижение скорости реакции разложения халькозина и соответственно увеличение времени процесса. Повышение температуры процесса выше 105°C приводит к закипанию раствора и увеличению энергозатрат, что технологически неоправданно.The leaching operation at a temperature of 80-105 ° C for 1-5 hours is due to the fact that under these conditions a high degree of copper extraction into the leaching solution is achieved and the elemental sulfur formed during the reaction does not interfere with the mass transfer of the oxidizing agent to the surface of the minerals. At temperatures below 80 ° C, there is a significant decrease in the rate of decomposition of chalcosine and, accordingly, an increase in the process time. Raising the process temperature above 105 ° C leads to boiling of the solution and an increase in energy consumption, which is technologically unjustified.
Проведение операции жидкостной экстракции анионообменным или нейтральным экстрагентом при O:B=1-5:1 на 1-3 ступенях обеспечивает высокое избирательное извлечение меди в экстракт. В качестве анионообменного экстрагента могут быть использованы амины, а в качестве нейтрального - фосфор- и кислородсодержащие экстрагенты. Выбранные интервалы режимных параметров обеспечивают достаточно высокую степень извлечения меди (I) в экстракт и получение рафината, пригодного для использования в качестве выщелачивающего раствора остатков синтеза карбонильного никеля.Carrying out the liquid extraction operation with an anion-exchange or neutral extractant at O: B = 1-5: 1 in 1-3 steps provides high selective extraction of copper into the extract. Amines can be used as an anion exchange extractant, and phosphorus and oxygen-containing extractants as neutral. The selected intervals of operating parameters provide a sufficiently high degree of extraction of copper (I) in the extract and obtaining a raffinate suitable for use as a leach solution of carbonyl nickel synthesis residues.
Проведение операции реэкстракции меди раствором соляной кислоты с концентрацией хлор-иона не менее 0,25 моль/л в присутствии окислителя при O:B=1-3:1 на 2-5 ступенях обеспечивает полное извлечение меди в реэкстракт с получением чистого раствора хлорида меди (II), который может быть направлен на получение медной продукции в виде медного порошка, оксида меди и т.п. известными методами, например электролизом, водородным восстановлением или пирогидролизом. В качестве окислителя могут быть использованы 1-3% раствор пероксида водорода или кислород воздуха.The operation of copper re-extraction with a solution of hydrochloric acid with a concentration of chlorine ion of at least 0.25 mol / L in the presence of an oxidizing agent at O: B = 1-3: 1 at 2-5 steps ensures the complete extraction of copper into the re-extract to obtain a pure solution of copper chloride (II), which can be aimed at obtaining copper products in the form of copper powder, copper oxide, and the like. by known methods, for example electrolysis, hydrogen reduction or pyrohydrolysis. As an oxidizing agent can be used 1-3% solution of hydrogen peroxide or oxygen.
Последующую водную реэкстракцию железа (III) предпочтительно проводить при O:B=0,3-1:1 на 2-5 ступенях, что обеспечивает практически полное извлечение железа из экстракта и создает возможность повторного использования экстрагента.Subsequent aqueous stripping of iron (III) is preferably carried out at O: B = 0.3-1: 1 in 2-5 steps, which ensures almost complete extraction of iron from the extract and makes it possible to reuse the extractant.
Для получения более чистого раствора хлорида меди (II) раствор выщелачивания перед экстракцией может быть подвергнут гидролитической очистке от железа, которую осуществляют при 70-100°C и pH 0,5-1,5. Это позволяет на фоне высокой концентрации хлоридного иона выделить железо из раствора при низких значениях pH. При этом с оксогидратами железа происходит соосаждение вредных примесей. В качестве реагента для гидролитической очистки могут быть использованы карбонаты никеля, калия или натрия. Для ограничения привнесения в процесс примесных компонентов наиболее предпочтительным является использование карбоната никеля.To obtain a cleaner solution of copper (II) chloride, the leach solution can be subjected to hydrolytic purification of iron before extraction, which is carried out at 70-100 ° C and pH 0.5-1.5. This allows, against the background of a high concentration of chloride ion, to separate iron from the solution at low pH values. At the same time, harmful impurities co-precipitate with iron oxohydrates. Nickel, potassium or sodium carbonates can be used as a reagent for hydrolytic purification. To limit the introduction of impurity components into the process, nickel carbonate is most preferred.
Направление на стадию выщелачивания 70-90% рафината с выведением остаточной части рафината из процесса и направлением ее на извлечение никеля и кобальта позволяет, как и на стадии экстракции, ограничить накопление хлоридов никеля и кобальта в выщелачивающем растворе.Direction to the leaching stage of 70-90% raffinate with the removal of the remaining portion of the raffinate from the process and directing it to the extraction of nickel and cobalt allows, as in the extraction stage, to limit the accumulation of nickel and cobalt chlorides in the leach solution.
Вышеуказанные частные признаки изобретения позволяют осуществить способ в оптимальном режиме с точки зрения получения высоких технологических показателей процесса.The above particular features of the invention allow the method to be carried out in the optimal mode from the point of view of obtaining high technological parameters of the process.
Сущность заявляемого изобретения и его преимущества могут быть пояснены следующими примерами конкретного выполнения.The essence of the claimed invention and its advantages can be illustrated by the following examples of specific performance.
Пример 1. Осуществляют переработку декарбонилированных остатков синтеза карбонильного никеля, содержащих, мас.%: Cu 33,0, Fe 4,4, Ni 3,8, Co 16,0, ΣМПГ 0,12, S 18,9. Формируют исходный солянокислый раствор путем смешения 0,1 л воды и 0,9 л рафината (90% общего объема рафината), содержащий 0,13 моль/л хлоридов меди (II), 2 моль/л хлоридов никеля и кобальта и 0,5 моль/л соляной кислоты. Навеску в количестве 100 г вносят порциями по 0,35-0,40 г в течение 4,6 ч при перемешивании в нагретый до температуры 105°C исходный раствор при подаче газообразного хлора и поддержании ОВП 350-360 мВ. Выщелачивание ведут в течение 5 ч, включая время загрузки. Степень извлечения в раствор выщелачивания составила, %: Cu - 99,1, Fe - 90,3, Ni - 6,2, Co - 1,9, а в остаток выщелачивания, %: Ni - 93,8, Co - 98,1, ΣМПГ - 99,9.Example 1. Carry out the processing of decarbonylated synthesis residues of carbonyl nickel containing, wt.%: Cu 33.0, Fe 4.4, Ni 3.8, Co 16.0, ΣMPG 0.12, S 18.9. The initial hydrochloric acid solution is formed by mixing 0.1 L of water and 0.9 L of raffinate (90% of the total raffinate volume) containing 0.13 mol / L of copper (II) chlorides, 2 mol / L of nickel and cobalt chlorides and 0.5 mol / l hydrochloric acid. A portion of 100 g is added in portions of 0.35-0.40 g for 4.6 hours with stirring in a stock solution heated to a temperature of 105 ° C while supplying chlorine gas and maintaining an ORP of 350-360 mV. Leaching is carried out for 5 hours, including loading time. The degree of extraction into the leach solution was,%: Cu — 99.1, Fe — 90.3, Ni — 6.2, Co — 1.9, and the leach residue,%: Ni — 93.8, Co — 98, 1, ΣMPG - 99.9.
После фильтрации и охлаждения до 30°C полученный раствор выщелачивания в количестве 1 л направляют на жидкостную экстракцию, где в режиме противотока его контактируют с 5 л анионообменного экстрагента в виде смеси: 30% хлорида триизооктиламина, 20% модификатора - октанола-1 и 50% разбавителя "Эскайд" приAfter filtration and cooling to 30 ° C, the resulting leach solution in an amount of 1 liter is sent to liquid extraction, where it is contacted in countercurrent mode with 5 liters of anion exchange extractant in the form of a mixture: 30% triisooctylamine chloride, 20% octanol-1 and 50% modifier diluent "Escide" when
O:B=5:1. Экстракцию осуществляют на 1 ступени с переводом в экстракт, %: Cu - 77,5, Ni - 0,1, Co - 0,01, Fe<0,01. Обедненную по меди водную фазу - рафинат, содержащий хлориды меди (II) - 0,14 моль/л, никеля и кобальта - 2,2 моль/л, железа (II) - 0,07 моль/л и 0,55 моль/л соляной кислоты, в количестве 0,9 л (90% общего объема рафината) направляют на стадию выщелачивания. Остаточную часть рафината в количестве 0,1 л выводят из процесса и направляют на извлечение никеля и кобальта. Экстракт в количестве 5 л, содержащий хлорид меди (I) с концентрацией 0,1 моль/л, направляют на реэкстракцию.O: B = 5: 1. Extraction is carried out in 1 step with conversion to extract,%: Cu - 77.5, Ni - 0.1, Co - 0.01, Fe <0.01. The copper-depleted aqueous phase is raffinate containing copper (II) chlorides - 0.14 mol / l, nickel and cobalt - 2.2 mol / l, iron (II) - 0.07 mol / l and 0.55 mol / l of hydrochloric acid, in an amount of 0.9 l (90% of the total raffinate volume) is sent to the leaching stage. The remaining part of the raffinate in the amount of 0.1 l is removed from the process and sent to the extraction of Nickel and cobalt. The extract in an amount of 5 l, containing copper (I) chloride with a concentration of 0.1 mol / l, is sent for re-extraction.
Реэкстракцию меди ведут противотоком раствором соляной кислоты с концентрацией хлор-иона 1 моль/л в присутствии окислителя в виде пероксида водорода при O:B=2:1 на 4 ступенях с получением раствора хлорида меди (II) с концентрацией 0,25 моль/л Cu при содержании примесей, в том числе никеля и кобальта, не выше 1·10-5 моль/л. Полученный реэкстракт в количестве 2,5 л может быть использован для получения медного порошка или солей меди известными методами. После реэкстракции регенерированный экстрагент направляют на операцию экстракции.Copper reextraction is carried out by a countercurrent solution of hydrochloric acid with a concentration of chlorine ion of 1 mol / L in the presence of an oxidizing agent in the form of hydrogen peroxide at O: B = 2: 1 in 4 steps to obtain a solution of copper (II) chloride with a concentration of 0.25 mol / L Cu when the content of impurities, including nickel and cobalt, is not higher than 1 · 10 -5 mol / L. The obtained re-extract in the amount of 2.5 l can be used to obtain copper powder or copper salts by known methods. After reextraction, the regenerated extractant is sent to the extraction operation.
Полученный остаток выщелачивания подвергают окислению кислородом воздуха в атмосферных условиях в течение 20 дней при температуре 15°C с образованием сульфатов никеля и кобальта NiSO4·7H2O и CoSO4·7H2O, затем выщелачивают водой при температуре 95°C в течение 30 минут с извлечением в раствор 95% Ni и Co и получением раствора сульфатов никеля и кобальта, направляемого на переработку в кобальтовое производство, а также концентрата платиновых металлов с содержанием 3,5% ΣМПГ.The leach residue obtained is subjected to atmospheric oxidation with atmospheric oxygen for 20 days at a temperature of 15 ° C with the formation of nickel and cobalt sulfates NiSO 4 · 7H 2 O and CoSO 4 · 7H 2 O, then leached with water at a temperature of 95 ° C for 30 minutes with the extraction of 95% Ni and Co into the solution and obtaining a solution of nickel and cobalt sulfates sent for processing to cobalt production, as well as a platinum metal concentrate with a content of 3.5% ΣMPG.
Пример 2. Осуществляют переработку декарбонилированных остатков синтеза карбонильного никеля состава по Примеру 1. Формируют исходный солянокислый раствор путем смешения 0,1 л воды и 0,9 л рафината (90% общего объема рафината), содержащий 0,12 моль/л хлоридов меди (II), 2,5 моль/л хлоридов никеля и кобальта и 0,4 моль/л соляной кислоты. Навеску в количестве 100 г вносят порциями по 0,40-0,45 г в течение 4,2 ч при перемешивании в нагретый до температуры 90°C исходный раствор при подаче газообразного хлора и поддержании ОВП 360-370 мВ. Выщелачивание ведут в течение 4,5 ч, включая время загрузки. Степень извлечения в раствор выщелачивания составила, %: Cu - 99,4, Fe - 91,8, Ni - 5,9, Co - 2,3, а в остаток выщелачивания, %: Ni - 94,1 Co - 7,7, ΣМПГ - 99,9.Example 2. Carry out the processing of decarbonylated residues of the synthesis of carbonyl nickel composition according to Example 1. Form the initial hydrochloric acid solution by mixing 0.1 l of water and 0.9 l of raffinate (90% of the total volume of raffinate) containing 0.12 mol / l of copper chloride ( II), 2.5 mol / l of nickel and cobalt chlorides and 0.4 mol / l of hydrochloric acid. A portion of 100 g is added in portions of 0.40-0.45 g for 4.2 hours with stirring in a stock solution heated to a temperature of 90 ° C with the supply of chlorine gas and maintaining an ORP of 360-370 mV. Leaching is carried out for 4.5 hours, including loading time. The degree of extraction into the leach solution was,%: Cu - 99.4, Fe - 91.8, Ni - 5.9, Co - 2.3, and the leach residue,%: Ni - 94.1 Co - 7.7 , ΣMPG - 99.9.
После фильтрации и охлаждения до 30°C полученный раствор выщелачивания в количестве 1 л направляют на жидкостную экстракцию, где в режиме противотока его контактируют с 3 л анионообменного экстрагента в виде смеси: 25% хлорида триизооктиламина, 20% модификатора - октанола-1 и 55% разбавителя "Эскайд" приAfter filtering and cooling to 30 ° C, the resulting leach solution in an amount of 1 liter is sent to liquid extraction, where it is in countercurrent contact with 3 liter of anion exchange extractant in the form of a mixture: 25% triisooctylamine chloride, 20% octanol-1 modifier and 55% diluent "Escide" when
O:B=3:1. Экстракцию осуществляют на 2 ступенях с переводом в экстракт, %: Cu - 79,1, Ni - 0,01, Co - 0,01, Fe - 0,02. Обедненную по меди водную фазу - рафинат, содержащий хлориды меди (II) - 0,13 моль/л, никеля и кобальта - 2,7 моль/л, железа (II) - 0,07 моль/л и 0,43 моль/л соляной кислоты, в количестве 0,9 л (90% общего объема рафината) направляют на стадию выщелачивания. Остаточную часть рафината в количестве 0,1 л выводят из процесса и направляют на извлечение никеля и кобальта. Экстракт в количестве 3 л, содержащий хлорид меди(I) с концентрацией 0,17 моль/л, направляют на реэкстракцию.O: B = 3: 1. Extraction is carried out in 2 stages with conversion to extract,%: Cu - 79.1, Ni - 0.01, Co - 0.01, Fe - 0.02. The copper-depleted aqueous phase is raffinate containing copper (II) chlorides - 0.13 mol / l, nickel and cobalt - 2.7 mol / l, iron (II) - 0.07 mol / l and 0.43 mol / l of hydrochloric acid, in an amount of 0.9 l (90% of the total raffinate volume) is sent to the leaching stage. The remaining part of the raffinate in the amount of 0.1 l is removed from the process and sent to the extraction of Nickel and cobalt. An extract in the amount of 3 l containing copper chloride (I) with a concentration of 0.17 mol / l is sent for re-extraction.
Реэкстракцию меди ведут противотоком раствором соляной кислоты с концентрацией хлор-иона 0,25 моль/л в присутствии окислителя в виде пероксида водорода при O:B=3:1 на 2 ступенях с получением раствора хлорида меди (II) с концентрацией 0,51 моль/л Cu при содержании примесей, в том числе никеля и кобальта, не выше 2·10-5 моль/л. Полученный реэкстракт в количестве 0,9 л может быть использован для получения медного порошка или солей меди известными методами. После реэкстракции регенерированный экстрагент направляют на операцию экстракции.Copper reextraction is carried out by a countercurrent solution of hydrochloric acid with a concentration of chlorine ion of 0.25 mol / L in the presence of an oxidizing agent in the form of hydrogen peroxide at O: B = 3: 1 in 2 steps to obtain a solution of copper (II) chloride with a concentration of 0.51 mol / l Cu at the content of impurities, including nickel and cobalt, not higher than 2 · 10 -5 mol / l. The obtained re-extract in the amount of 0.9 l can be used to obtain copper powder or copper salts by known methods. After reextraction, the regenerated extractant is sent to the extraction operation.
Полученный остаток выщелачивания направляют в никелевое производство, где его подвергают пирометаллургической переработке с получением никелевых анодов, из которых посредством электролиза никель и кобальт переводят в раствор. Концентрация платиновых металлов в никелевом анодном шламе составляет 1,4%.The leach residue obtained is sent to nickel production, where it is subjected to pyrometallurgical processing to obtain nickel anodes, from which nickel and cobalt are transferred into solution by electrolysis. The concentration of platinum metals in the nickel anode sludge is 1.4%.
Пример 3. Осуществляют переработку декарбонилированных остатков синтеза карбонильного никеля состава по Примеру 1. Формируют исходный солянокислый раствор путем смешения 0,1 л воды и 0,9 л рафината (90% общего объема рафината), содержащий 0,10 моль/л хлоридов меди (II), 3,0 моль/л хлоридов никеля и кобальта и 0,4 моль/л соляной кислоты. Навеску в количестве 100 г вносят порциями по 0,45-0,50 г в течение 3,6 ч при перемешивании в нагретый до температуры 105°C исходный раствор при подаче газообразного хлора и поддержании ОВП 350-360 мВ. Выщелачивание ведут в течение 4 ч. Степень извлечения в раствор выщелачивания составила, %: Cu - 99,0, Fe - 90,5, Ni - 6,3, Co - 2,5, а в остаток выщелачивания, %: Ni - 93,7, Co - 97,5, ΣМПГ - 99,9.Example 3. Carry out the processing of decarbonylated residues of the synthesis of carbonyl nickel composition according to Example 1. Form the initial hydrochloric acid solution by mixing 0.1 l of water and 0.9 l of raffinate (90% of the total volume of raffinate) containing 0.10 mol / l of copper chloride ( II), 3.0 mol / l of nickel and cobalt chlorides and 0.4 mol / l of hydrochloric acid. A portion of 100 g is added in portions of 0.45-0.50 g for 3.6 hours with stirring in a stock solution heated to a temperature of 105 ° C while supplying chlorine gas and maintaining an ORP of 350-360 mV. Leaching is carried out for 4 hours. The degree of extraction into the leaching solution was,%: Cu - 99.0, Fe - 90.5, Ni - 6.3, Co - 2.5, and the leach residue,%: Ni - 93 7, Co - 97.5, ΣMPG - 99.9.
После фильтрации и охлаждения до 30°C полученный раствор выщелачивания в количестве 1 л направляют на жидкостную экстракцию, где в режиме противотока его контактируют с 1 л нейтрального экстрагента в виде смеси: 80% трибутилфосфата (ТБФ) и 20% разбавителя "Эскайд" при O:B=1:1. Экстракцию осуществляют на 3 ступенях с переводом в экстракт, %: Cu - 82,1, Ni - 0,01, Co - 0,01, Fe - 0,01. Обедненную по меди водную фазу - рафинат, содержащий хлориды меди (II) - 0,11 моль/л, никеля и кобальта - 3,3 моль/л, железа (II) - 0,07 и 0,43 моль/л соляной кислоты, в количестве 0,9 л (90% общего объема рафината) направляют на стадию выщелачивания. Остаточную часть рафината в количестве 0,1 л выводят из процесса и направляют на извлечение никеля и кобальта. Экстракт в количестве 1 л, содержащий хлорид меди(I) с концентрацией 0,52 моль/л, направляют на реэкстракцию.After filtration and cooling to 30 ° C, the resulting leach solution in an amount of 1 liter is sent to liquid extraction, where it is in countercurrent contact with 1 liter of neutral extractant in the form of a mixture: 80% tributyl phosphate (TBP) and 20% Escaid diluent at O : B = 1: 1. Extraction is carried out in 3 steps with conversion to extract,%: Cu - 82.1, Ni - 0.01, Co - 0.01, Fe - 0.01. The copper-depleted aqueous phase is raffinate containing copper (II) chlorides - 0.11 mol / l, nickel and cobalt - 3.3 mol / l, iron (II) - 0.07 and 0.43 mol / l hydrochloric acid , in an amount of 0.9 l (90% of the total raffinate volume) is sent to the leaching stage. The remaining part of the raffinate in the amount of 0.1 l is removed from the process and sent to the extraction of Nickel and cobalt. The extract in an amount of 1 l containing copper (I) chloride with a concentration of 0.52 mol / l, sent for re-extraction.
Реэкстракцию меди ведут противотоком раствором соляной кислоты с концентрацией хлор-иона 0,25 моль/л в присутствии окислителя в виде пероксида водорода при O:B=1:1 на 4 ступенях с получением раствора хлорида меди (II) с концентрацией 0,52 моль/л Cu при содержании примесей, в том числе никеля и кобальта, не выше 2·10-5 моль/л. Полученный реэкстракт в количестве 1 л может быть использован для получения медного порошка или солей меди известными методами. После реэкстракции регенерированный экстрагент направляют на операцию экстракции.Copper reextraction is carried out by a countercurrent solution of hydrochloric acid with a concentration of chlorine ion of 0.25 mol / L in the presence of an oxidizing agent in the form of hydrogen peroxide at O: B = 1: 1 in 4 steps to obtain a solution of copper (II) chloride with a concentration of 0.52 mol / l Cu at the content of impurities, including nickel and cobalt, not higher than 2 · 10 -5 mol / l. The obtained re-extract in an amount of 1 l can be used to obtain copper powder or copper salts by known methods. After reextraction, the regenerated extractant is sent to the extraction operation.
Полученный остаток выщелачивания подвергают окислению кислородом воздуха в атмосферных условиях в течение 14 дней при температуре 15°C с образованием сульфатов никеля и кобальта NiSO4·7H2O и CoSO4·7H2O, затем выщелачивают водой при температуре 95°C в течение 30 минут с извлечением в раствор 86% Ni и Co и получением раствора сульфатов никеля и кобальта, направляемого на переработку в кобальтовое производство, а также концентрата платиновых металлов с содержанием 2,3% ΣМПГ.The leach residue obtained is subjected to atmospheric oxidation with atmospheric oxygen for 14 days at a temperature of 15 ° C with the formation of nickel and cobalt sulfates NiSO 4 · 7H 2 O and CoSO 4 · 7H 2 O, then leached with water at a temperature of 95 ° C for 30 minutes with the extraction of 86% Ni and Co into the solution and obtaining a solution of nickel and cobalt sulfates sent for processing to cobalt production, as well as a platinum metal concentrate with a content of 2.3% ΣMPG.
Пример 4. Осуществляют переработку декарбонилированных остатков синтеза карбонильного никеля состава по Примеру 1. Формируют исходный солянокислый раствор путем смешения 0,1 л воды и 0,9 л рафината (90% общего объема рафината), содержащий 0,12 моль/л хлоридов меди(II), 2,5 моль/л хлоридов никеля и кобальта и 0,4 моль/л соляной кислоты. Навеску в количестве 100 г вносят порциями по 0,60-0,65 г в течение 2,6 ч при перемешивании в нагретый до температуры 100°C исходный раствор при подаче газообразного хлора и поддержании ОВП 370-380 мВ. Выщелачивание ведут в течение 3 ч, включая время загрузки. Степень извлечения в раствор выщелачивания составила, %: Cu - 99,6, Fe - 92,3, Ni - 6,5, Co - 2,9, а в остаток выщелачивания, %: Ni - 93,5 Co - 97,1, ΣМПГ - 99,9.Example 4. Carry out the processing of decarbonylated residues of the synthesis of carbonyl nickel composition according to Example 1. Form the initial hydrochloric acid solution by mixing 0.1 l of water and 0.9 l of raffinate (90% of the total volume of raffinate) containing 0.12 mol / l of copper chloride ( II), 2.5 mol / l of nickel and cobalt chlorides and 0.4 mol / l of hydrochloric acid. A portion of 100 g is added in portions of 0.60-0.65 g for 2.6 hours while stirring in a stock solution heated to a temperature of 100 ° C while supplying chlorine gas and maintaining an ORP of 370-380 mV. Leaching is carried out for 3 hours, including loading time. The degree of extraction into the leach solution was,%: Cu — 99.6, Fe — 92.3, Ni — 6.5, Co — 2.9, and the leach residue,%: Ni — 93.5 Co — 97.1 , ΣMPG - 99.9.
После фильтрации и охлаждения до 30°C полученный раствор выщелачивания в количестве 1 л направляют на жидкостную экстракцию, где в режиме противотока его контактируют с 2 л анионообменного экстрагента в виде смеси: 25% хлорида триизооктиламина, 20% модификатора - октанола-1 и 50% разбавителя "Эскайд" при After filtration and cooling to 30 ° C, the resulting leach solution in an amount of 1 liter is sent to liquid extraction, where it is contacted in countercurrent mode with 2 liters of anion exchange extractant in the form of a mixture: 25% triisooctylamine chloride, 20% octanol-1 and 50% modifier diluent "Escide" when
O:B=2:1. Экстракцию осуществляют на 3 ступенях с переводом в экстракт, %: Cu - 82,1, Ni - 0,01, Co - 0,01, Fe - 34,2. Обедненную по меди водную фазу - рафинат, содержащий хлориды меди (II) - 0,13 моль/л, никеля и кобальта - 2,7 моль/л, железа (II) - 0,05 моль/л и 0,43 моль/л соляной кислоты в количестве 0,9 л (90% общего объема рафината) направляют на стадию выщелачивания. Остаточную часть рафината в количестве 0,1 л выводят из процесса и направляют на извлечение никеля и кобальта. Экстракт в количестве 2 л, содержащий хлорид меди (I) с концентрацией 0,26 моль/л и хлорид железа (III) с концентрацией 0,01 моль/л, - на последовательную реэкстракцию меди и железа.O: B = 2: 1. Extraction is carried out in 3 steps with conversion to extract,%: Cu - 82.1, Ni - 0.01, Co - 0.01, Fe - 34.2. The copper-depleted aqueous phase is raffinate containing copper (II) chlorides - 0.13 mol / l, nickel and cobalt - 2.7 mol / l, iron (II) - 0.05 mol / l and 0.43 mol / l of hydrochloric acid in an amount of 0.9 l (90% of the total volume of the raffinate) is sent to the leaching stage. The remaining part of the raffinate in the amount of 0.1 l is removed from the process and sent to the extraction of Nickel and cobalt. The extract in an amount of 2 l, containing copper (I) chloride with a concentration of 0.26 mol / l and iron (III) chloride with a concentration of 0.01 mol / l, for sequential reextraction of copper and iron.
Реэкстракцию меди ведут противотоком раствором соляной кислоты с концентрацией хлор-иона 1 моль/л в присутствии окислителя в виде пероксида водорода при O:B=1:1 на 4 ступенях с получением раствора хлорида меди (II) с концентрацией 0,26 моль/л Cu при содержании примесей, в том числе никеля и кобальта, не выше 2·10-4 моль/л. Полученный реэкстракт в количестве 2 л может быть использован для получения медного порошка или солей меди известными методами. Затем из обедненного по меди экстракта производят водную реэкстракцию железа (III) при O:B=0,5:1 на 3 ступенях с получением раствора хлорида железа (III) с концентрацией 0,02 моль/л, который направляют на утилизацию или используют в качестве коагулянта. После реэкстракции регенерированный экстрагент направляют на операцию экстракции.Copper reextraction is carried out by a countercurrent solution of hydrochloric acid with a chlorine ion concentration of 1 mol / L in the presence of an oxidizing agent in the form of hydrogen peroxide at O: B = 1: 1 in 4 steps to obtain a solution of copper (II) chloride with a concentration of 0.26 mol / L Cu when the content of impurities, including nickel and cobalt, is not higher than 2 · 10 -4 mol / L. The obtained re-extract in an amount of 2 l can be used to obtain copper powder or copper salts by known methods. Then, from the copper-depleted extract, aqueous iron (III) is re-extracted at O: B = 0.5: 1 in 3 steps to obtain a solution of iron (III) chloride with a concentration of 0.02 mol / L, which is sent for disposal or used in as a coagulant. After reextraction, the regenerated extractant is sent to the extraction operation.
Полученный остаток выщелачивания направляют в никелевое производство, где его подвергают пирометаллургической переработке с получением никелевых анодов, из которых посредством электролиза никель и кобальт переводят в раствор. Концентрация платиновых металлов в никелевом анодном шламе составляет 1,4%.The leach residue obtained is sent to nickel production, where it is subjected to pyrometallurgical processing to obtain nickel anodes, from which nickel and cobalt are transferred into solution by electrolysis. The concentration of platinum metals in the nickel anode sludge is 1.4%.
Пример 5. Осуществляют переработку декарбонилированных остатков синтеза карбонильного никеля состава по Примеру 1. Формируют исходный солянокислый раствор путем смешения 0,2 л воды и 0,8 л рафината (80% общего объема рафината), содержащий 0,15 моль/л хлоридов меди (II), 2,0 моль/л хлоридов никеля и кобальта и 0,3 моль/л соляной кислоты. Навеску в количестве 100 г вносят порциями по 0,60-0,65 г в течение 2,6 ч при перемешивании в нагретый до температуры 80°C исходный раствор при подаче газообразного хлора и поддержании ОВП 390-400 мВ. Выщелачивание ведут в течение 3 ч, включая время загрузки. Степень извлечения в раствор выщелачивания составила, %: Cu - 99,5, Fe - 92,5, Ni - 7,9, Co - 3,5, а в остаток выщелачивания, %: Ni - 92,1, Co - 96,5, ΣМПГ - 99,9.Example 5. Carry out the processing of decarbonylated residues of the synthesis of carbonyl nickel composition according to Example 1. Form the initial hydrochloric acid solution by mixing 0.2 l of water and 0.8 l of raffinate (80% of the total volume of raffinate) containing 0.15 mol / l of copper chloride ( II), 2.0 mol / l of nickel and cobalt chlorides and 0.3 mol / l of hydrochloric acid. A portion of 100 g is added in portions of 0.60-0.65 g for 2.6 hours with stirring in a stock solution heated to a temperature of 80 ° C with the supply of chlorine gas and maintaining an ORP of 390-400 mV. Leaching is carried out for 3 hours, including loading time. The degree of extraction into the leach solution was,%: Cu - 99.5, Fe - 92.5, Ni - 7.9, Co - 3.5, and the leach residue,%: Ni - 92.1, Co - 96, 5, ΣMPG - 99.9.
После фильтрации и охлаждения до 30°C полученный раствор выщелачивания в количестве 1 л направляют на жидкостную экстракцию, где в режиме противотока его контактируют с 3 л анионообменного экстрагента в виде смеси: 25% хлорида триизооктиламина, 20% модификатора - октанола-1 и 50% разбавителя "Эскайд" при After filtration and cooling to 30 ° C, the resulting leach solution in an amount of 1 liter is sent to liquid extraction, where it is contacted in countercurrent mode with 3 liter of anion exchange extractant in the form of a mixture: 25% triisooctylamine chloride, 20% octanol-1 and 50% modifier diluent "Escide" when
O:B=3:1. Экстракцию осуществляют на 2 ступенях с переводом в экстракт, %: Cu - 82,1, Ni - 0,01, Co - 0,01, Fe - 99,2. Обедненную по меди водную фазу - рафинат, содержащий хлориды меди (II) - 0,14 моль/л, никеля и кобальта - 2,2 моль/л, железа (II)<1·10-4 моль/л и 0,55 моль/л соляной кислоты в количестве 0,8 л (80% общего объема рафината) направляют на стадию выщелачивания. Остаточную часть рафината в количестве 0,2 л выводят из процесса и направляют на извлечение никеля и кобальта. Экстракт в количестве 3 л, содержащий хлорид меди(I) с концентрацией 0,17 моль/л и хлорид железа (III) с концентрацией 0,02 моль/л, направляют на последовательную реэкстракцию меди и железа.O: B = 3: 1. The extraction is carried out in 2 stages with conversion to the extract,%: Cu - 82.1, Ni - 0.01, Co - 0.01, Fe - 99.2. The copper-depleted aqueous phase is a raffinate containing copper (II) chlorides - 0.14 mol / L, nickel and cobalt - 2.2 mol / L, iron (II) <1 · 10 -4 mol / L and 0.55 mol / l hydrochloric acid in an amount of 0.8 l (80% of the total raffinate volume) is sent to the leaching stage. The remaining part of the raffinate in the amount of 0.2 l is removed from the process and sent to the extraction of Nickel and cobalt. The extract in an amount of 3 l, containing copper (I) chloride with a concentration of 0.17 mol / l and iron (III) chloride with a concentration of 0.02 mol / l, is directed to the sequential reextraction of copper and iron.
Реэкстракцию меди ведут противотоком раствором соляной кислоты с концентрацией хлор-иона 1 моль/л в присутствии окислителя в виде пероксида водорода при O:B=3:1 на 5 ступенях с получением раствора хлорида меди (II) с концентрацией 0,51 моль/л Cu при содержании примесей, в том числе никеля и кобальта, не выше 2·10-4 моль/л. Полученный реэкстракт в количестве 1 л может быть использован для получения медного порошка или солей меди известными методами. Затем из обедненного по меди экстракта производят водную реэкстракцию железа (III) при O:B=0,3:1 на 2 ступенях с получением раствора хлорида железа (III) с концентрацией 0,06 моль/л, который направляют на утилизацию или используют в качестве коагулянта. После реэкстракции регенерированный экстрагент направляют на операцию экстракции.Copper re-extraction is carried out by a countercurrent solution of hydrochloric acid with a concentration of chlorine ion of 1 mol / L in the presence of an oxidizing agent in the form of hydrogen peroxide at O: B = 3: 1 in 5 steps to obtain a solution of copper (II) chloride with a concentration of 0.51 mol / L Cu when the content of impurities, including nickel and cobalt, is not higher than 2 · 10 -4 mol / L. The obtained re-extract in an amount of 1 l can be used to obtain copper powder or copper salts by known methods. Then, from the copper-depleted extract, aqueous iron (III) is re-extracted at O: B = 0.3: 1 in 2 steps to obtain a solution of iron (III) chloride with a concentration of 0.06 mol / L, which is sent for disposal or used in as a coagulant. After reextraction, the regenerated extractant is sent to the extraction operation.
Полученный остаток выщелачивания подвергают окислению кислородом воздуха в атмосферных условиях в течение 23 дней при температуре 20°C с образованием сульфатов никеля и кобальта NiSO4·7H2O и CoSO4·7H2O, затем выщелачивают водой при температуре 95°C в течение 30 минут с извлечением в раствор 86% Ni и Co и получением раствора сульфатов никеля и кобальта, направляемого на переработку в кобальтовое производство, а также концентрата платиновых металлов с содержанием 1,5% ΣМПГ.The leach residue obtained is subjected to atmospheric oxidation with atmospheric oxygen for 23 days at a temperature of 20 ° C with the formation of nickel sulfates and cobalt NiSO 4 · 7H 2 O and CoSO 4 · 7H 2 O, then leached with water at a temperature of 95 ° C for 30 minutes with the extraction of 86% Ni and Co into the solution and obtaining a solution of nickel and cobalt sulfates, sent for processing to cobalt production, as well as a platinum metal concentrate with a content of 1.5% ΣMPG.
Пример 6. Осуществляют переработку декарбонилированных остатков синтеза карбонильного никеля состава по Примеру 1. Формируют исходный солянокислый раствор путем смешения 0,3 л воды и 0,7 л рафината (70% общего объема рафината), содержащий 0,12 моль/л хлоридов меди (II), 2 моль/л хлоридов никеля и кобальта и 0,25 моль/л соляной кислоты. Навеску в количестве 100 г вносят порциями по 2,50-2,55 г в течение 0,6 ч при перемешивании в нагретый до температуры 105°C исходный раствор при подаче газообразного хлора и поддержании ОВП 395-400 мВ. Выщелачивание ведут в течение 1 ч, включая время загрузки. Степень извлечения в раствор выщелачивания составила, %: Cu - 99,5, Fe - 92,3, Ni - 9,8, Co - 3,8, а в остаток выщелачивания, %: Ni - 90,2, Co - 96,2, ΣМПГ - 99,9.Example 6. Carry out the decarbonylation residues of the synthesis of carbonyl nickel composition according to Example 1. Form the initial hydrochloric acid solution by mixing 0.3 l of water and 0.7 l of raffinate (70% of the total volume of raffinate) containing 0.12 mol / l of copper chloride ( II), 2 mol / l of nickel and cobalt chlorides and 0.25 mol / l of hydrochloric acid. A portion of 100 g is added in portions of 2.50-2.55 g for 0.6 hours with stirring in a stock solution heated to a temperature of 105 ° C with the supply of chlorine gas and maintaining an ORP of 395-400 mV. Leaching is carried out for 1 h, including loading time. The degree of extraction into the leach solution was,%: Cu — 99.5, Fe — 92.3, Ni — 9.8, Co — 3.8, and the leach residue,%: Ni — 90.2, Co — 96, 2, ΣMPG - 99.9.
После фильтрации и охлаждения до 30°C полученный раствор выщелачивания в количестве 1 л направляют на жидкостную экстракцию меди, где в режиме противотока его контактируют с 3 л анионообменного экстрагента в виде смеси: 30% хлорида триоктиламина, 20% модификатора - октанола-1 и 50% разбавителя "Эскайд" при O:B=3:1. Экстракцию осуществляют на 2 ступенях с переводом в экстракт, %: Cu - 73,2, Ni<0,01, Co<0,01, Fe - 99,4. Обедненную по меди водную фазу - рафинат, содержащий хлориды меди (II) - 0,17 моль/л, никеля и кобальта - 2,8 моль/л, железа (II)<1·10-4 моль/л и 0,36 моль/л соляной кислоты, в количестве 0,7 л (70% общего объема рафината) направляют на стадию выщелачивания. Остаточную часть рафината в количестве 0,3 л выводят из процесса и направляют на извлечение никеля и кобальта. Экстракт в количестве 3 л, содержащий хлорид меди (I) с концентрацией 0,17 моль/л и хлорид железа (III) с концентрацией 0,02 моль/л, направляют на последовательную реэкстракцию меди и железа.After filtration and cooling to 30 ° C, the resulting leach solution in an amount of 1 liter is sent to liquid copper extraction, where it is in countercurrent contact with 3 liter of anion-exchange extractant in the form of a mixture: 30% trioctylamine chloride, 20% octanol-1 and 50 modifier % diluent "Escide" at O: B = 3: 1. The extraction is carried out in 2 stages with conversion to the extract,%: Cu - 73.2, Ni <0.01, Co <0.01, Fe - 99.4. The copper-depleted aqueous phase is raffinate containing copper (II) chlorides - 0.17 mol / L, nickel and cobalt - 2.8 mol / L, iron (II) <1 · 10 -4 mol / L and 0.36 mol / l hydrochloric acid, in an amount of 0.7 l (70% of the total raffinate volume) is sent to the leaching stage. The remaining part of the raffinate in the amount of 0.3 l is removed from the process and sent to the extraction of Nickel and cobalt. The extract in an amount of 3 l, containing copper (I) chloride with a concentration of 0.17 mol / l and iron (III) chloride with a concentration of 0.02 mol / l, is directed to the sequential reextraction of copper and iron.
Реэкстракцию меди ведут противотоком раствором соляной кислоты с концентрацией хлор-иона 1 моль/л в присутствии окислителя в виде кислорода воздуха при O:B=1:1 на 2 ступенях с получением раствора хлорида меди (II) с концентрацией 0,17 моль/л Cu при содержании примесей, в том числе никеля и кобальта, не выше 3·10-4 моль/л. Полученный реэкстракт в количестве 3 л может быть использован для получения медного порошка или солей меди известными методами. Затем из обедненного по меди экстракта производят водную реэкстракцию железа (III) при O:B=1:1 на 5 ступенях с получением раствора хлорида железа (III) с концентрацией 0,02 моль/л, который направляют на утилизацию или используют в качестве коагулянта. После реэкстракции регенерированный экстрагент направляют на операцию экстракции.Copper reextraction is carried out by a countercurrent solution of hydrochloric acid with a concentration of chlorine ion of 1 mol / L in the presence of an oxidizing agent in the form of atmospheric oxygen at O: B = 1: 1 in 2 steps to obtain a solution of copper (II) chloride with a concentration of 0.17 mol / L Cu when the content of impurities, including nickel and cobalt, is not higher than 3 · 10 -4 mol / L. The obtained re-extract in an amount of 3 l can be used to obtain copper powder or copper salts by known methods. Then, from the copper depleted extract, aqueous iron (III) is re-extracted at O: B = 1: 1 in 5 steps to obtain a solution of iron (III) chloride with a concentration of 0.02 mol / L, which is sent for disposal or used as a coagulant . After reextraction, the regenerated extractant is sent to the extraction operation.
Полученный остаток выщелачивания направляют в никелевое производство, где его подвергают пирометаллургической переработке с получением никелевых анодов, из которых посредством электролиза никель и кобальт переводят в раствор. Концентрация платиновых металлов в никелевом анодном шламе составляет 1,4%.The leach residue obtained is sent to nickel production, where it is subjected to pyrometallurgical processing to obtain nickel anodes, from which nickel and cobalt are transferred into solution by electrolysis. The concentration of platinum metals in the nickel anode sludge is 1.4%.
Пример 7. Осуществляют переработку декарбонилированных остатков синтеза карбонильного никеля состава по Примеру 1. Формируют исходный солянокислый раствор путем смешения 0,3 л воды и 0,7 л рафината (70% общего объема рафината), содержащий 0,15 моль/л хлоридов меди (II), 2 моль/л никеля и кобальта и 0,25 моль/л соляной кислоты. Навеску в количестве 100 г вносят порциями по 2,50-2,55 г в течение 0,6 ч при перемешивании в нагретый до температуры 100°C исходный раствор при подаче газообразного хлора и поддержании ОВП 395-400 мВ. Выщелачивание ведут в течение 1 ч, включая время загрузки. Степень извлечения в раствор выщелачивания составила, %: Cu - 99,4, Fe - 89,6, Ni - 9,1, Co - 2,9, а в остаток выщелачивания, %: Ni - 90,9, Co - 97,1, ΣМПГ - 99,9.Example 7. Carry out the processing of decarbonylated residues of the synthesis of carbonyl nickel composition according to Example 1. Form the initial hydrochloric acid solution by mixing 0.3 l of water and 0.7 l of raffinate (70% of the total volume of raffinate) containing 0.15 mol / l of copper chloride ( II), 2 mol / L of nickel and cobalt and 0.25 mol / L of hydrochloric acid. A portion of 100 g is added in portions of 2.50-2.55 g for 0.6 hours with stirring in a stock solution heated to a temperature of 100 ° C with the supply of chlorine gas and maintaining an ORP of 395-400 mV. Leaching is carried out for 1 h, including loading time. The degree of extraction into the leach solution was,%: Cu — 99.4, Fe — 89.6, Ni — 9.1, Co — 2.9, and the leach residue,%: Ni — 90.9, Co — 97, 1, ΣMPG - 99.9.
После фильтрации полученный раствор выщелачивания подвергают гидролитической очистке от железа путем обработки 32 г карбоната никеля в пересчете на сухой вес при температуре 100°C и pH 0,5 в течение 2 ч. Образовавшийся железосодержащий осадок направляют на утилизацию. Очищенный раствор в количестве 1 л с остаточным содержанием железа 2-10-5 моль/л охлаждают до 30°C и направляют на жидкостную экстракцию, где в режиме противотока его контактируют с 3 л анионообменного экстрагента в виде 20% хлорида триоктиламина, 20% модификатора - октанола-1 и 60% разбавителя "Эскайд" при O:B=3:1. Экстракцию осуществляют на 2 ступенях с переводом в экстракт, %: Cu - 75,0, Ni - 0,01, Co - 0,01. Обедненную по меди водную фазу - рафинат, содержащий хлориды меди (II) - 0,21, никеля и кобальта - 2,8 моль/л и 0,36 моль/л соляной кислоты, в количестве 0,7 л (70% общего объема рафината) направляют на стадию выщелачивания. Остаточную часть рафината в количестве 0,3 л выводят из процесса и направляют на извлечение никеля и кобальта. Экстракт в количестве 3 л, содержащий хлорид меди (I) с концентрацией 0,17 моль/л, направляют на реэкстракцию.After filtration, the leach solution obtained is hydrolytically purified from iron by treating 32 g of nickel carbonate, calculated on dry weight at a temperature of 100 ° C and pH 0.5 for 2 hours. The resulting iron-containing precipitate is sent for disposal. The purified solution in an amount of 1 l with a residual iron content of 2-10 -5 mol / l is cooled to 30 ° C and sent to liquid extraction, where in countercurrent mode it is contacted with 3 l of anion exchange extractant in the form of 20% trioctylamine chloride, 20% modifier - octanol-1 and 60% diluent "Escaid" at O: B = 3: 1. Extraction is carried out in 2 stages with conversion to extract,%: Cu - 75.0, Ni - 0.01, Co - 0.01. The copper-depleted aqueous phase is a raffinate containing copper (II) chlorides - 0.21, nickel and cobalt - 2.8 mol / L and 0.36 mol / L hydrochloric acid, in an amount of 0.7 L (70% of the total raffinate) is sent to the leaching stage. The remaining part of the raffinate in the amount of 0.3 l is removed from the process and sent to the extraction of Nickel and cobalt. An extract in the amount of 3 l containing copper chloride (I) with a concentration of 0.17 mol / l is sent for re-extraction.
Реэкстракцию меди ведут противотоком раствором соляной кислоты с концентрацией хлор-иона 0,25 моль/л в присутствии окислителя в виде кислорода воздуха при O:B=1:1 на 2 ступенях с получением раствора хлорида меди (II) с концентрацией 0,17 моль/л Cu при содержании примесей, в том числе никеля и кобальта, не выше 8·10-5 моль/л. Полученный реэкстракт в количестве 3 л может быть использован для получения медного порошка или солей меди известными методами. После реэкстракции регенерированный экстрагент направляют на операцию экстракции.Copper reextraction is carried out by a countercurrent solution of hydrochloric acid with a concentration of chlorine ion of 0.25 mol / L in the presence of an oxidizing agent in the form of atmospheric oxygen at O: B = 1: 1 in 2 steps to obtain a solution of copper (II) chloride with a concentration of 0.17 mol / l Cu at the content of impurities, including nickel and cobalt, not higher than 8 · 10 -5 mol / l. The obtained re-extract in an amount of 3 l can be used to obtain copper powder or copper salts by known methods. After reextraction, the regenerated extractant is sent to the extraction operation.
Полученный остаток выщелачивания подвергают окислению кислородом воздуха в атмосферных условиях в течение 37 дней при температуре 13°C с образованием сульфатов никеля и кобальта NiSO4·7H2O и CoSO4·7H2O, затем выщелачивают водой при температуре 95°C в течение 30 минут с извлечением в раствор 98% Ni и Co и получением раствора сульфатов никеля и кобальта, направляемого на переработку в кобальтовое производство, а также концентрата платиновых металлов с содержанием 5,1% ΣМПГ.The leach residue obtained is subjected to atmospheric oxidation with atmospheric oxygen for 37 days at a temperature of 13 ° C with the formation of nickel sulfates and cobalt NiSO 4 · 7H 2 O and CoSO 4 · 7H 2 O, then leached with water at a temperature of 95 ° C for 30 minutes with the extraction of 98% Ni and Co into the solution and obtaining a solution of nickel and cobalt sulfates, sent for processing to cobalt production, as well as a platinum metal concentrate with a content of 5.1% ΣMPG.
Пример 8. Осуществляют переработку декарбонилированных остатков синтеза карбонильного никеля состава по Примеру 1. Формируют исходный солянокислый раствор путем смешения 0,2 л воды и 0,8 л рафината (80% общего объема рафината), содержащий 0,15 моль/л хлоридов меди (II), 2 моль/л никеля и кобальта и 0,3 моль/л соляной кислоты. Навеску в количестве 100 г вносят порциями по 0,60-0,65 г в течение 2,6 ч при перемешивании в нагретый до температуры 80°C исходный раствор при подаче газообразного хлора и поддержании ОВП 390-400 мВ. Выщелачивание ведут в течение 3 ч, включая время загрузки. Степень извлечения в раствор выщелачивания составила, %: Cu - 99,5, Fe - 92,5, Ni - 7,9, Co - 3,5, а в остаток выщелачивания, %: Ni - 92,1 Co - 96,5, ΣМПГ - 99,9.Example 8. Carry out the processing of decarbonylated residues of the synthesis of carbonyl nickel composition according to Example 1. Form the initial hydrochloric acid solution by mixing 0.2 l of water and 0.8 l of raffinate (80% of the total raffinate), containing 0.15 mol / l of copper chloride ( II), 2 mol / L of nickel and cobalt and 0.3 mol / L of hydrochloric acid. A portion of 100 g is added in portions of 0.60-0.65 g for 2.6 hours with stirring in a stock solution heated to a temperature of 80 ° C with the supply of chlorine gas and maintaining an ORP of 390-400 mV. Leaching is carried out for 3 hours, including loading time. The degree of extraction into the leaching solution was,%: Cu - 99.5, Fe - 92.5, Ni - 7.9, Co - 3.5, and the leach residue,%: Ni - 92.1 Co - 96.5 , ΣMPG - 99.9.
После фильтрации полученный раствор выщелачивания подвергают гидролитической очистке от железа путем обработки 0,06 л раствора карбоната калия с концентрацией 1 моль/л при температуре 70°C и pH 1,5 в течение 2 ч. Образовавшийся железосодержащий осадок направляют на утилизацию. Очищенный раствор в количестве 1 л с остаточным содержанием железа 7·10-5 моль/л охлаждают до 30°C и направляют на жидкостную экстракцию, где в режиме противотока его контактируют с 3 л анионообменного экстрагента в виде смеси: 30% хлорида триизооктиламина, 20% модификатора - октанола-1 и 50% разбавителя "Эскайд" при After filtration, the leach solution obtained is hydrolytically purified from iron by treating 0.06 L of a potassium carbonate solution with a concentration of 1 mol / L at a temperature of 70 ° C and a pH of 1.5 for 2 hours. The resulting iron-containing precipitate is sent for disposal. A purified solution in an amount of 1 l with a residual iron content of 7 · 10 -5 mol / l is cooled to 30 ° C and sent to liquid extraction, where in countercurrent mode it is contacted with 3 l of anion exchange extractant in the form of a mixture: 30% triisooctylamine chloride, 20 % modifier - octanol-1 and 50% diluent "Escaid" with
O:B=3:1. Экстракцию осуществляют на 2 ступенях с переводом в экстракт, %: Cu - 72,0, Ni<0,01, Co<0,01. Обедненную по меди водную фазу - рафинат, содержащий хлориды меди (II) - 0,19 моль/л, никеля и кобальта - 2,5 моль/л и 0,37 моль/л соляной кислоты, в количестве 0,8 л (80% общего объема рафината) направляют на стадию выщелачивания. Остаточную часть рафината в количестве 0,2 л выводят из процесса и направляют на извлечение никеля и кобальта. Экстракт в количестве 3 л, содержащий хлорид меди (I) с концентрацией 0,11 моль/л, направляют на реэкстракцию.O: B = 3: 1. Extraction is carried out in 2 stages with conversion to extract,%: Cu - 72.0, Ni <0.01, Co <0.01. The copper-depleted aqueous phase is a raffinate containing copper (II) chlorides - 0.19 mol / L, nickel and cobalt - 2.5 mol / L and 0.37 mol / L hydrochloric acid, in an amount of 0.8 L (80 % of the total raffinate volume) is sent to the leaching stage. The remaining part of the raffinate in the amount of 0.2 l is removed from the process and sent to the extraction of Nickel and cobalt. An extract in the amount of 3 l containing copper chloride (I) with a concentration of 0.11 mol / l, sent for re-extraction.
Реэкстракцию меди ведут противотоком раствором соляной кислоты с концентрацией хлор-иона 0,25 моль/л в присутствии окислителя в виде пероксида водорода при O:B=1:1 на 2 ступенях с получением раствора хлорида меди (II) с концентрацией 0,11 моль/л Cu при содержании примесей, в том числе никеля и кобальта, не выше 1·10-5 моль/л. Полученный реэкстракт в количестве 3 л может быть использован для получения медного порошка или солей меди известными методами. После реэкстракции регенерированный экстрагент направляют на операцию экстракции.Copper reextraction is carried out by a countercurrent solution of hydrochloric acid with a concentration of chlorine ion of 0.25 mol / L in the presence of an oxidizing agent in the form of hydrogen peroxide at O: B = 1: 1 in 2 steps to obtain a solution of copper (II) chloride with a concentration of 0.11 mol / l Cu at the content of impurities, including nickel and cobalt, not higher than 1 · 10 -5 mol / l. The obtained re-extract in an amount of 3 l can be used to obtain copper powder or copper salts by known methods. After reextraction, the regenerated extractant is sent to the extraction operation.
Полученный остаток выщелачивания направляют в никелевое производство, где его подвергают пирометаллургической переработке с получением никелевых анодов, из которых посредством электролиза никель и кобальт переводят в раствор. Концентрация платиновых металлов в никелевом анодном шламе составляет 1,4%.The leach residue obtained is sent to nickel production, where it is subjected to pyrometallurgical processing to obtain nickel anodes, from which nickel and cobalt are transferred into solution by electrolysis. The concentration of platinum metals in the nickel anode sludge is 1.4%.
Из вышеприведенных примеров видно, что предлагаемый способ переработки остатков синтеза карбонильного никеля позволяет по сравнению с прототипом на 2-3 порядка увеличить степень отделения меди от никеля и кобальта. Получаемый в результате экстракции раствор хлорида меди (II) с концентрацией 0,11-0,52 моль/л Cu содержит менее 8·10-5 моль/л примесей, в том числе никеля и кобальта. Способ позволяет снизить расход реагентов за счет возврата 70-90% рафината на стадию выщелачивания. Все это повышает эффективность переработки остатков синтеза карбонильного никеля. Настоящий способ относительно прост и может быть реализован с привлечением стандартного оборудования.From the above examples it can be seen that the proposed method for processing residues of the synthesis of carbonyl nickel allows, in comparison with the prototype, to increase by 2-3 orders of magnitude the degree of separation of copper from nickel and cobalt. The resulting solution of copper (II) chloride with a concentration of 0.11-0.52 mol / L Cu contains less than 8 · 10 -5 mol / L impurities, including nickel and cobalt. The method allows to reduce the consumption of reagents due to the return of 70-90% of the raffinate to the leaching stage. All this increases the efficiency of processing residues of the synthesis of carbonyl nickel. The present method is relatively simple and can be implemented using standard equipment.
Claims (7)
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU2009119992A RU2398030C1 (en) | 2009-05-26 | 2009-05-26 | Procedure for processing residues of carbonyl nickel synthesis |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU2009119992A RU2398030C1 (en) | 2009-05-26 | 2009-05-26 | Procedure for processing residues of carbonyl nickel synthesis |
Publications (1)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| RU2398030C1 true RU2398030C1 (en) | 2010-08-27 |
Family
ID=42798757
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| RU2009119992A RU2398030C1 (en) | 2009-05-26 | 2009-05-26 | Procedure for processing residues of carbonyl nickel synthesis |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| RU (1) | RU2398030C1 (en) |
Cited By (2)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| CN116356148A (en) * | 2023-05-31 | 2023-06-30 | 金川集团股份有限公司 | A pretreatment method for enriching precious metals with carbonylated alloys |
| CN117210690A (en) * | 2023-10-11 | 2023-12-12 | 金川集团股份有限公司 | Method for treating carbonylation slag |
Citations (2)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| SU821520A1 (en) * | 1979-06-18 | 1981-04-15 | Государственный Ордена Октябрьской Революциинаучно-Исследовательский И Проектный Институтредкометаллической Промышленности "Гиредмет" | Method of processing waste of copper-nickel raw material carbonylation |
| RU2159294C1 (en) * | 2000-03-23 | 2000-11-20 | Открытое акционерное общество "Кольская горно-металлургическая компания" | Method of processing of residues of nickel carbonyl production synthesis |
-
2009
- 2009-05-26 RU RU2009119992A patent/RU2398030C1/en not_active IP Right Cessation
Patent Citations (2)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| SU821520A1 (en) * | 1979-06-18 | 1981-04-15 | Государственный Ордена Октябрьской Революциинаучно-Исследовательский И Проектный Институтредкометаллической Промышленности "Гиредмет" | Method of processing waste of copper-nickel raw material carbonylation |
| RU2159294C1 (en) * | 2000-03-23 | 2000-11-20 | Открытое акционерное общество "Кольская горно-металлургическая компания" | Method of processing of residues of nickel carbonyl production synthesis |
Non-Patent Citations (1)
| Title |
|---|
| Касиков А.Г., Кшуманева Е.С. Гидрометаллургическая переработка остатков синтеза карбонильного никеля//Инновационный потенциал Кольской науки: сб.статей/ Изд. Кольского научного центра РАН. - Апатиты, 2005, с.243-248. * |
Cited By (3)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| CN116356148A (en) * | 2023-05-31 | 2023-06-30 | 金川集团股份有限公司 | A pretreatment method for enriching precious metals with carbonylated alloys |
| CN116356148B (en) * | 2023-05-31 | 2023-08-22 | 金川集团股份有限公司 | A pretreatment method for enriching precious metals with carbonylated alloys |
| CN117210690A (en) * | 2023-10-11 | 2023-12-12 | 金川集团股份有限公司 | Method for treating carbonylation slag |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| Zhang et al. | Manganese metallurgy review. Part I: Leaching of ores/secondary materials and recovery of electrolytic/chemical manganese dioxide | |
| CA1217346A (en) | Hydrometallurgical recovery of metal values from copper containing sulphide materials | |
| JP5439997B2 (en) | Method for recovering copper from copper-containing iron | |
| KR101787230B1 (en) | Method for recovering metals | |
| CA2856341A1 (en) | Method for producing high-purity nickel sulfate | |
| AU2011213512A1 (en) | Process for the recovery of titanium dioxide and value metals by reducing the concentration of hydrochloric acid in leach solution and system for same | |
| CN100471967C (en) | Hydrometallurgical treatment of sulphide concentrates containing several valuable metals | |
| EP2547802A1 (en) | Method of processing nickel bearing raw material | |
| JP4079018B2 (en) | Method for purifying cobalt aqueous solution | |
| JP5370683B2 (en) | Method for recovering copper from copper sulfide | |
| CN108603247A (en) | The recovery method of scandium | |
| JP5370777B2 (en) | Method for recovering copper from copper sulfide | |
| EP0096499B1 (en) | Recovery of zinc from zinc-containing sulphidic material | |
| JP2010528177A (en) | Method for producing pure metal indium from zinc oxide and / or metal-containing solution | |
| JP6233478B2 (en) | Purification method of bismuth | |
| WO2020107122A1 (en) | Process for the recovery of value metals from zinc-bearing ores, concentrates, intermediates and wastes | |
| JPH0459395B2 (en) | ||
| JP2008208441A (en) | Solvent extraction method for aqueous chloride solution | |
| RU2398030C1 (en) | Procedure for processing residues of carbonyl nickel synthesis | |
| CN117568624A (en) | Bismuth purification method | |
| JP5423973B2 (en) | Cemented carbide scrap processing method | |
| EP3084024A1 (en) | Method and process arrangement of separating indium and arsenic from each other | |
| JP2008115429A (en) | Silver recovery method in wet copper smelting process | |
| JP4240982B2 (en) | Method for producing cobalt solution with low manganese concentration | |
| JP5181684B2 (en) | Solvent extraction method for aqueous chloride solution |
Legal Events
| Date | Code | Title | Description |
|---|---|---|---|
| MM4A | The patent is invalid due to non-payment of fees |
Effective date: 20130527 |