RU2308496C1 - Method of pressure leaching of oxidized silicate nickel ores - Google Patents
Method of pressure leaching of oxidized silicate nickel ores Download PDFInfo
- Publication number
- RU2308496C1 RU2308496C1 RU2006112143/02A RU2006112143A RU2308496C1 RU 2308496 C1 RU2308496 C1 RU 2308496C1 RU 2006112143/02 A RU2006112143/02 A RU 2006112143/02A RU 2006112143 A RU2006112143 A RU 2006112143A RU 2308496 C1 RU2308496 C1 RU 2308496C1
- Authority
- RU
- Russia
- Prior art keywords
- nickel
- solution
- autoclave
- sulfur
- pressure
- Prior art date
Links
- PXHVJJICTQNCMI-UHFFFAOYSA-N Nickel Chemical compound [Ni] PXHVJJICTQNCMI-UHFFFAOYSA-N 0.000 title claims abstract description 86
- 229910052759 nickel Inorganic materials 0.000 title claims abstract description 43
- 238000000034 method Methods 0.000 title claims abstract description 27
- 238000002386 leaching Methods 0.000 title claims abstract description 17
- BPQQTUXANYXVAA-UHFFFAOYSA-N Orthosilicate Chemical compound [O-][Si]([O-])([O-])[O-] BPQQTUXANYXVAA-UHFFFAOYSA-N 0.000 title claims abstract description 9
- NINIDFKCEFEMDL-UHFFFAOYSA-N Sulfur Chemical compound [S] NINIDFKCEFEMDL-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 34
- 229910052717 sulfur Inorganic materials 0.000 claims abstract description 16
- 239000011593 sulfur Substances 0.000 claims abstract description 16
- QVGXLLKOCUKJST-UHFFFAOYSA-N atomic oxygen Chemical compound [O] QVGXLLKOCUKJST-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 10
- 239000001301 oxygen Substances 0.000 claims abstract description 10
- 229910052760 oxygen Inorganic materials 0.000 claims abstract description 10
- 239000004094 surface-active agent Substances 0.000 claims abstract description 7
- 150000001768 cations Chemical class 0.000 claims abstract description 6
- 239000007900 aqueous suspension Substances 0.000 claims abstract description 5
- 238000000227 grinding Methods 0.000 claims abstract description 5
- 239000000126 substance Substances 0.000 claims abstract description 5
- 238000005486 sulfidation Methods 0.000 claims description 8
- 230000003647 oxidation Effects 0.000 claims description 7
- 238000007254 oxidation reaction Methods 0.000 claims description 7
- QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-L Sulfate Chemical compound [O-]S([O-])(=O)=O QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-L 0.000 claims description 4
- FYYHWMGAXLPEAU-UHFFFAOYSA-N Magnesium Chemical compound [Mg] FYYHWMGAXLPEAU-UHFFFAOYSA-N 0.000 abstract description 20
- 229910052749 magnesium Inorganic materials 0.000 abstract description 20
- 239000011777 magnesium Substances 0.000 abstract description 20
- 239000000725 suspension Substances 0.000 abstract description 9
- 238000000605 extraction Methods 0.000 abstract description 7
- 230000001590 oxidative effect Effects 0.000 abstract description 7
- 238000009854 hydrometallurgy Methods 0.000 abstract description 3
- 150000003467 sulfuric acid derivatives Chemical class 0.000 abstract description 3
- 238000009856 non-ferrous metallurgy Methods 0.000 abstract description 2
- 230000000694 effects Effects 0.000 abstract 1
- XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N Iron Chemical compound [Fe] XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 28
- 229910052742 iron Inorganic materials 0.000 description 14
- QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N Sulfuric acid Chemical compound OS(O)(=O)=O QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 10
- 238000003756 stirring Methods 0.000 description 10
- VYPSYNLAJGMNEJ-UHFFFAOYSA-N Silicium dioxide Chemical compound O=[Si]=O VYPSYNLAJGMNEJ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 8
- LFQSCWFLJHTTHZ-UHFFFAOYSA-N Ethanol Chemical compound CCO LFQSCWFLJHTTHZ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 6
- 239000000203 mixture Substances 0.000 description 5
- CSNNHWWHGAXBCP-UHFFFAOYSA-L Magnesium sulfate Chemical compound [Mg+2].[O-][S+2]([O-])([O-])[O-] CSNNHWWHGAXBCP-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 4
- 229910052782 aluminium Inorganic materials 0.000 description 4
- XAGFODPZIPBFFR-UHFFFAOYSA-N aluminium Chemical compound [Al] XAGFODPZIPBFFR-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 4
- 238000001816 cooling Methods 0.000 description 4
- 239000000377 silicon dioxide Substances 0.000 description 4
- 235000012239 silicon dioxide Nutrition 0.000 description 4
- 239000003792 electrolyte Substances 0.000 description 3
- 239000011790 ferrous sulphate Substances 0.000 description 3
- 235000003891 ferrous sulphate Nutrition 0.000 description 3
- BAUYGSIQEAFULO-UHFFFAOYSA-L iron(2+) sulfate (anhydrous) Chemical compound [Fe+2].[O-]S([O-])(=O)=O BAUYGSIQEAFULO-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 3
- 229910000359 iron(II) sulfate Inorganic materials 0.000 description 3
- 229920005552 sodium lignosulfonate Polymers 0.000 description 3
- CPLXHLVBOLITMK-UHFFFAOYSA-N Magnesium oxide Chemical compound [Mg]=O CPLXHLVBOLITMK-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 229910052784 alkaline earth metal Inorganic materials 0.000 description 2
- 238000002474 experimental method Methods 0.000 description 2
- 238000001914 filtration Methods 0.000 description 2
- 239000006260 foam Substances 0.000 description 2
- 229910052943 magnesium sulfate Inorganic materials 0.000 description 2
- 235000019341 magnesium sulphate Nutrition 0.000 description 2
- 238000011084 recovery Methods 0.000 description 2
- 150000004760 silicates Chemical class 0.000 description 2
- RWSOTUBLDIXVET-UHFFFAOYSA-N Dihydrogen sulfide Chemical compound S RWSOTUBLDIXVET-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- MYMOFIZGZYHOMD-UHFFFAOYSA-N Dioxygen Chemical compound O=O MYMOFIZGZYHOMD-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- UCKMPCXJQFINFW-UHFFFAOYSA-N Sulphide Chemical compound [S-2] UCKMPCXJQFINFW-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 239000002253 acid Substances 0.000 description 1
- 150000001298 alcohols Chemical class 0.000 description 1
- 239000003513 alkali Substances 0.000 description 1
- 150000001342 alkaline earth metals Chemical class 0.000 description 1
- 230000015572 biosynthetic process Effects 0.000 description 1
- 239000003153 chemical reaction reagent Substances 0.000 description 1
- 229910017052 cobalt Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000010941 cobalt Substances 0.000 description 1
- GUTLYIVDDKVIGB-UHFFFAOYSA-N cobalt atom Chemical compound [Co] GUTLYIVDDKVIGB-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 229910001882 dioxygen Inorganic materials 0.000 description 1
- 229910000037 hydrogen sulfide Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000000395 magnesium oxide Substances 0.000 description 1
- 238000005272 metallurgy Methods 0.000 description 1
- 238000002156 mixing Methods 0.000 description 1
- 239000004570 mortar (masonry) Substances 0.000 description 1
- CBXWGGFGZDVPNV-UHFFFAOYSA-N so4-so4 Chemical compound OS(O)(=O)=O.OS(O)(=O)=O CBXWGGFGZDVPNV-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 239000007787 solid Substances 0.000 description 1
- 150000004763 sulfides Chemical class 0.000 description 1
- XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N water Substances O XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N 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
Предлагаемое изобретение относится к области цветной металлургии, а именно к области автоклавной гидрометаллургии, и может быть использовано при переработке силикатных окисленных никелевых руд, содержащих повышенное количество магния.The present invention relates to the field of non-ferrous metallurgy, in particular to the field of autoclave hydrometallurgy, and can be used in the processing of silicate oxidized nickel ores containing an increased amount of magnesium.
Автоклавное выщелачивание таких руд с помощью серной кислоты требует повышенного ее расхода на образование растворимого сульфата магния, извлекаемого из руды (каждый кг магния потребляет 4 кг кислоты). Затраты на серную кислоту могут достигать 50% от общих затрат на переработку руды. Поэтому предлагается заменять серную кислоту более дешевыми реагентами.The autoclave leaching of such ores with sulfuric acid requires an increased consumption for the formation of soluble magnesium sulfate extracted from ore (each kg of magnesium consumes 4 kg of acid). Sulfuric acid costs can reach 50% of the total ore processing costs. Therefore, it is proposed to replace sulfuric acid with cheaper reagents.
Из уровня техники известен метод сульфидирования никеля и кобальта в окисленных рудах (Авторское свидетельство №108670 С22В 23/04), предложенный С.И.Соболем в 1956 г. В этом способе измельченная окисленная никелевая руда выдерживается в автоклаве при перемешивании в присутствии сульфидизаторов (элементарной серы или воднорастворимых сульфидов щелочных или щелочноземельных металлов или сероводорода) при температуре до 300°С в течение 2 часов. Затем проводится окислительное выщелачивание пульпы в автоклаве. В результате в раствор извлекается от 70 до 90% никеля.The prior art method for the sulfidation of nickel and cobalt in oxidized ores (Author's certificate No. 108670 C22B 23/04), proposed by S.I.Sobol in 1956. In this method, the crushed oxidized nickel ore is autoclaved with stirring in the presence of sulfidizers (elementary sulfur or water-soluble sulfides of alkali or alkaline earth metals or hydrogen sulfide) at a temperature of up to 300 ° C for 2 hours. Then, oxidative leaching of the pulp is carried out in an autoclave. As a result, from 70 to 90% of nickel is extracted into the solution.
Недостатками способа являются очень высокие параметры процесса (температура до 300°С и соответственно давление до 90 ат) при относительно невысоком извлечении никеля в раствор. Такие высокие параметры приводят к значительному удорожанию процесса при его промышленной реализации.The disadvantages of the method are very high process parameters (temperature up to 300 ° C and, accordingly, pressure up to 90 atm) with a relatively low extraction of nickel in solution. Such high parameters lead to a significant increase in the cost of the process during its industrial implementation.
Наиболее близким к предлагаемому способу является способ автоклавного выщелачивания силикатных окисленных никелевых руд с заменой серной кислоты на элементарную серу и кислород (П.Д.Буш, Л.Ф.Энгле, Е.Г.Гейтс, М.Д.Вайярагхаван «Переработка латеритовых и сульфидных никелевых руд с применением автоклавных процессов выщелачивания и цементации из пульпы». Гидрометаллургия. М.: Металлургия, 1978. С.324-351). В этом способе предлагается осуществлять процесс автоклавного выщелачивания в две стадии: сначала сульфидирование элементарной серой при температуре 235-250°С и давлении 32-51 ат, а затем окислительное выщелачивание с помощью газообразного кислорода при температуре 200-250°С (предпочтительнее при 250°С), парциальном давлении кислорода 7,8-8,8 ат и общем давлении до 49 ат. При проведении стадии окисления при 200°С извлечение никеля в раствор составляет 80%, при 250°С - 94,9%. Этот способ позволяет заменить дорогостоящую серную кислоту на более дешевую элементарную серу. Однако он характеризуется очень высокими параметрами (температура и давление) на обеих стадиях процесса, которые только и позволяют извлечь около 95% никеля. Понижение температуры и давления, как показано в этой работе, приводит к падению извлечения никеля, вплоть до 80%. Такие высокие параметры приводят к удорожанию процесса, в первую очередь за счет дорогостоящего оборудования.Closest to the proposed method is a method of autoclave leaching of oxidized silicate nickel ores with the replacement of sulfuric acid with elemental sulfur and oxygen (P.D. Bush, L.F. Engle, E.G. Gates, M.D. Vayyaraghavan "Processing of lateritic and sulfide nickel ores using autoclave leaching and cementation processes from pulp ". Hydrometallurgy. M .: Metallurgy, 1978. S.324-351). This method proposes to carry out the autoclave leaching process in two stages: first, sulfidation with elemental sulfur at a temperature of 235-250 ° C and a pressure of 32-51 atm, and then oxidative leaching with oxygen gas at a temperature of 200-250 ° C (preferably at 250 ° C), a partial pressure of oxygen of 7.8-8.8 at and a total pressure of up to 49 at. During the oxidation stage at 200 ° C, the extraction of nickel in the solution is 80%, at 250 ° C - 94.9%. This method allows you to replace expensive sulfuric acid with cheaper elemental sulfur. However, it is characterized by very high parameters (temperature and pressure) at both stages of the process, which only make it possible to extract about 95% nickel. Lowering the temperature and pressure, as shown in this work, leads to a drop in nickel recovery, up to 80%. Such high parameters lead to a rise in price of the process, primarily due to expensive equipment.
Предлагаемое изобретение направлено на снижение параметров процесса автоклавного выщелачивания силикатных окисленных никелевых руд. Для вскрытия сложных силикатов, которые являются основным компонентом магнезиальных окисленных никелевых руд, проводят их контактирование с электролитами, двухвалентный катион которых способен замещать магний в структуре силикатов. Таким образом высвобождается никель из руды.The present invention is aimed at reducing the parameters of the process of autoclave leaching of silicate oxidized nickel ores. To open complex silicates, which are the main component of magnesia oxidized nickel ores, they are contacted with electrolytes, the divalent cation of which is able to replace magnesium in the structure of silicates. In this way, nickel is released from the ore.
Техническим результатом является значительное снижение температуры процесса автоклавного выщелачивания силикатных окисленных никелевых руд и общего давления в автоклаве при высоком извлечении никеля в раствор.The technical result is a significant reduction in the temperature of the process of autoclave leaching of silicate oxidized nickel ores and the total pressure in the autoclave with high extraction of Nickel in solution.
Технический результат достигается тем, что предлагается способ автоклавного выщелачивания силикатных окисленных никелевых руд, включающий две стадии: сульфидирования и окисления с использованием элементарной серы на стадии сульфидирования и кислорода на стадии окисления. При этом в первую стадию сульфидирования подают раствор сульфатов с двухвалентным катионом и водную суспензию измельченной элементарной серы, содержащую поверхностно-активное вещество, способствующее гидрофилизации серы, и проводят обе стадии процесса при температуре меньше 200°С. Вещество, способствующее гидрофилизации элементарной серы, вводится в суспензию при ее измельчении.The technical result is achieved by the fact that the proposed method for autoclave leaching of silicate oxidized nickel ores, which includes two stages: sulfidation and oxidation using elemental sulfur at the stage of sulfidation and oxygen at the stage of oxidation. In this case, a solution of sulfates with a divalent cation and an aqueous suspension of ground elemental sulfur containing a surfactant that promotes hydrophilization of sulfur are fed to the first sulfidation stage, and both stages of the process are carried out at a temperature of less than 200 ° C. A substance that promotes the hydrophilization of elemental sulfur is introduced into the suspension when it is ground.
Предлагаемый способ осуществляется следующим образом. Исходя из состава окисленной никелевой руды, берется необходимое количество элементарной серы и подвергается измельчению в вибрационной мельнице в водной суспензии. Для активации серы в суспензию подаются гидрофилизатор поверхности серы и один из низших спиртов для подавления пены, образующейся при измельчении. При этом удельная поверхность серы составляет не менее 1450 см2/г. Затем приготовляется пульпа из измельченной окисленной никелевой руды, суспензии измельченной серы с поверхностно-активными веществами и добавляется электролит, который представляет собой сульфат, содержащий двухвалентный катион, например сульфат закиси железа и/или сульфат магния. Пульпа загружается в автоклав и выдерживается при интенсивном перемешивании при температуре ниже 200°С и давлении меньше 1,5 МПа (15 ат) в течение 1 часа. Затем в автоклав подается кислород с парциальным давлением 0,4-0,8 МПа (4-8 ат) и общем давлении 1,6-2,0 МПа (16-20 ат) и пульпа выдерживается при той же температуре и интенсивном перемешивании в течение примерно 2 часов. Процесс заканчивается охлаждением автоклава, выгрузкой пульпы, отделением раствора от твердого и химическим анализом продуктов, который показывает, что в результате описанного процесса в раствор извлекается 93-97% никеля в зависимости от количества добавленных серы и электролита.The proposed method is as follows. Based on the composition of oxidized nickel ore, the required amount of elemental sulfur is taken and subjected to grinding in a vibration mill in an aqueous suspension. To activate sulfur, a sulfur surface hydrophilizer and one of the lower alcohols are fed into the suspension to suppress the foam formed during grinding. In this case, the specific surface of sulfur is at least 1450 cm 2 / g. Then a pulp is prepared from crushed oxidized nickel ore, a suspension of crushed sulfur with surfactants, and an electrolyte is added, which is a sulfate containing a divalent cation, for example, ferrous sulfate and / or magnesium sulfate. The pulp is loaded into the autoclave and maintained with vigorous stirring at a temperature below 200 ° C and a pressure of less than 1.5 MPa (15 atm) for 1 hour. Then oxygen is supplied to the autoclave with a partial pressure of 0.4-0.8 MPa (4-8 at) and a total pressure of 1.6-2.0 MPa (16-20 at) and the pulp is maintained at the same temperature and intensive mixing in for about 2 hours. The process ends with cooling the autoclave, unloading the pulp, separating the solution from the solid and chemical analysis of the products, which shows that as a result of the described process, 93-97% nickel is extracted into the solution, depending on the amount of sulfur and electrolyte added.
Предложенный способ позволяет значительно снизить температуру процесса автоклавного выщелачивания (в среднем на 60°С) и общее давление в автоклаве - почти в 2 раза - и обеспечивает высокое извлечение никеля в раствор. Это происходит за счет введения в исходную пульпу раствора сульфатов с двухвалентным катионом и поверхностно-активного вещества, способствующего гидрофилизации элементарной серы, которое подается в суспензию при измельчении серы.The proposed method can significantly reduce the temperature of the autoclave leaching process (on average by 60 ° C) and the total pressure in the autoclave - almost 2 times - and provides high Nickel recovery in solution. This is due to the introduction of a solution of sulfates with a divalent cation and a surfactant in the initial pulp, which promotes the hydrophilization of elemental sulfur, which is fed into the suspension during grinding of sulfur.
Ниже приведены примеры конкретного применения способа.The following are examples of specific applications of the method.
Пример 1. Берут 90 г измельченной окисленной никелевой руды состава, %: 1,31 никель, 11,9 железо, 9,1 магний, 2,0 алюминий, 38,8 двуокись кремния. В вибрационной мельнице измельчают 20,9 г элементарной серы в растворе, содержащем лигносульфонат натрия (гидрофилизатор) и этанол (пеноподавитель) при концентрации 1% каждого. Удельная поверхность серы составляет 1450 см2/г. Измельченную серу добавляют к руде и наливают 450 мл раствора, содержащего 16,1 г железа в виде сульфата закиси железа. Полученную суспензию загружают в автоклав, нагревают до 190°С (общее давление при этом составляет 12 ат) и выдерживают при этой температуре и интенсивном перемешивании в течение 1 часа. Затем в автоклав подают кислород при его парциальном давлении 6 ат (общее давление равно 18 ат) и ведут окислительное выщелачивание при 190°С и интенсивном перемешивании в течение 2 часов. После охлаждения выгруженную пульпу подвергают фильтрации и получают сульфатный сернокислый раствор и железисто-кремнистый кек, который промывают и высушивают. В растворе содержится, г/л: 2,3 никеля, 17,5 железа и 13,0 магния, в кеке, %: 0,076 никеля, 21,3 железа и 2,7 магния. В результате в раствор извлекается 95,1% никеля и 74,6% магния.Example 1. Take 90 g of crushed oxidized Nickel ore composition,%: 1.31 Nickel, 11.9 iron, 9.1 magnesium, 2.0 aluminum, 38.8 silicon dioxide. In a vibration mill, 20.9 g of elemental sulfur is ground in a solution containing sodium lignosulfonate (hydrophilizer) and ethanol (foam suppressor) at a concentration of 1% each. The specific surface area of sulfur is 1450 cm 2 / g. Ground sulfur is added to the ore and 450 ml of a solution containing 16.1 g of iron in the form of ferrous sulfate is poured. The resulting suspension is loaded into an autoclave, heated to 190 ° C (the total pressure is 12 atm) and maintained at this temperature with vigorous stirring for 1 hour. Then oxygen is supplied to the autoclave at a partial pressure of 6 atm (total pressure equal to 18 atm) and oxidative leaching is carried out at 190 ° C with vigorous stirring for 2 hours. After cooling, the discharged pulp is filtered and a sulfate sulfate solution and siliceous cake are obtained, which are washed and dried. The solution contains, g / l: 2.3 nickels, 17.5 iron and 13.0 magnesium, in cake,%: 0.076 nickel, 21.3 iron and 2.7 magnesium. As a result, 95.1% of nickel and 74.6% of magnesium are extracted into the solution.
Пример 2. В автоклав загружают 90 г измельченной окисленной никелевой руды состава, %: 1,31 никель, 11,9 железо, 9,1 магний, 2,0 алюминий, 38,8 двуокись кремния. В вибрационной мельнице измельчают 20,9 г элементарной серы в растворе, содержащем лигносульфонат натрия и этанол при концентрации 1% каждого. Удельная поверхность серы составляет 1450 см2/г. Ее загружают в автоклав и наливают 450 мл воды. Никакой раствор сульфатов не подается. Опыт ведут в тех же условиях в две стадии при 190°С: сульфидирование при 1,2 МПа (12 ат) и интенсивном перемешивании в течение 1 часа и окисление при парциальном давлении кислорода 0,6 МПа (6 ат) и общем давлении 1,8 МПа (18 ат) и перемешивании в течение 2 часов. После опыта получают раствор, содержащий, г/л: 2,1 никеля, 0,45 железа, 10,8 магния. В промытом и высушенном кеке содержится, %: 0,30 никеля, 13,6 железа, 4,14 магния. Извлечение в раствор в этом случае составляет, %: 82,4 никеля и 63,9 магния.Example 2. Into an autoclave, 90 g of crushed oxidized nickel ore of the composition are charged,%: 1.31 nickel, 11.9 iron, 9.1 magnesium, 2.0 aluminum, 38.8 silicon dioxide. In a vibration mill, 20.9 g of elemental sulfur is ground in a solution containing sodium lignosulfonate and ethanol at a concentration of 1% each. The specific surface area of sulfur is 1450 cm 2 / g. It is loaded into an autoclave and 450 ml of water are poured. No sulfate solution is supplied. The experiment is conducted under the same conditions in two stages at 190 ° C: sulfidation at 1.2 MPa (12 at) and vigorous stirring for 1 hour and oxidation at a partial oxygen pressure of 0.6 MPa (6 at) and a total pressure of 1, 8 MPa (18 at) and stirring for 2 hours. After the experiment, a solution is obtained containing, g / l: 2.1 nickel, 0.45 iron, 10.8 magnesium. The washed and dried cake contains,%: 0.30 nickel, 13.6 iron, 4.14 magnesium. The extraction into solution in this case is,%: 82.4 nickel and 63.9 magnesium.
Пример 3. Берут 90 г измельченной окисленной никелевой руды состава, %: 1,42 никель, 7,96 железо, 18,7 магний, 0,27 алюминий, 32,0 двуокись кремния. В вибрационной мельнице измельчают 50 г элементарной серы в растворе, содержащем лигносульфонат натрия и этанол при концентрации 1% каждого. Удельная поверхность измельченной серы составляет 1600 см2/г, ее добавляют к руде и наливают 450 мл раствора, содержащего 14,3 г магния в виде сульфата. Полученную суспензию загружают в автоклав, нагревают до 190°С и выдерживают при этой температуре и интенсивном перемешивании в течение 1 часа. Затем в автоклав подают кислород при его парциальном давлении 6 ат и ведут окислительное выщелачивание при 190°С и интенсивном перемешивании в течение 2 часов. В результате после охлаждения автоклава, выгрузки и фильтрации пульпы получают раствор, содержащий, г/л: 2,1 никеля, 5,0 железа и 50,4 магния, и кек, содержащий, %: 0,05 никеля, 9,4 железа, 0,15 магния. Извлечение в раствор составляет, %: 97,6 никеля и 99,7 магния.Example 3. Take 90 g of crushed oxidized Nickel ore composition,%: 1.42 Nickel, 7.96 iron, 18.7 magnesium, 0.27 aluminum, 32.0 silicon dioxide. In a vibration mill, 50 g of elemental sulfur is ground in a solution containing sodium lignosulfonate and ethanol at a concentration of 1% each. The specific surface of the crushed sulfur is 1600 cm 2 / g, it is added to the ore and 450 ml of a solution containing 14.3 g of magnesium in the form of sulfate is poured. The resulting suspension is loaded into an autoclave, heated to 190 ° C and maintained at this temperature with vigorous stirring for 1 hour. Then oxygen is supplied to the autoclave at a partial pressure of 6 atm, and oxidative leaching is carried out at 190 ° C with vigorous stirring for 2 hours. As a result, after cooling the autoclave, unloading and filtering the pulp, a solution is obtained containing, g / l: 2.1 nickels, 5.0 iron and 50.4 magnesium, and a cake containing,%: 0.05 nickel, 9.4 iron 0.15 magnesium. Extraction into the solution is,%: 97.6 nickel and 99.7 magnesium.
Пример 4. Берут 90 г измельченной силикатной окисленной никелевой руды состава, %: 1,31 никель, 11,9 железо, 9,1 магний, 2,0 алюминий, 38,8 двуокись кремния. В ступке вручную измельчают 24,8 г элементарной серы без поверхностно-активных веществ. После истирания удельная поверхность серы составляет 960 см /г. Измельченную серу добавляют к руде и наливают 450 мл раствора, содержащего 16,1 г железа в виде сульфата закиси железа. Полученную суспензию загружают в автоклав, нагревают до 190°С (общее давление при этом составляет 1,2 МПа или 12 ат) и выдерживают при этой температуре и перемешивании в течение 1 часа. Затем в автоклав подают кислород при его парциальном давлении 0,6 МПа (6 ат), при этом общее давление составляет 1,8 МПа (18 ат). Окислительное выщелачивание ведут при температуре 190°С и перемешивании в течение 2 часов. После охлаждения автоклава, выгрузки пульпы и фильтрации получают раствор, содержащий, г/л: 2,0 никеля, 23,5 железа и 12,4 магния, и кек, содержащий, %: 0,27 никеля, 16,9 железа и 3,1 магния. В результате в раствор извлечено 82,8% никеля, что значительно хуже, чем в том случае, когда в суспензию вводили вещество, способствующее гидрофилизации элементарной серы.Example 4. Take 90 g of crushed silicate oxidized nickel ore composition,%: 1.31 nickel, 11.9 iron, 9.1 magnesium, 2.0 aluminum, 38.8 silicon dioxide. 24.8 g of elemental sulfur without surfactants are manually crushed in a mortar. After attrition, the specific surface area of sulfur is 960 cm / g. Ground sulfur is added to the ore and 450 ml of a solution containing 16.1 g of iron in the form of ferrous sulfate is poured. The resulting suspension is loaded into an autoclave, heated to 190 ° C (the total pressure is 1.2 MPa or 12 atm) and maintained at this temperature with stirring for 1 hour. Then oxygen is supplied to the autoclave at its partial pressure of 0.6 MPa (6 at), while the total pressure is 1.8 MPa (18 at). Oxidative leaching is carried out at a temperature of 190 ° C and stirring for 2 hours. After cooling the autoclave, unloading the pulp and filtering, a solution is obtained containing, g / l: 2.0 nickel, 23.5 iron and 12.4 magnesium, and cake containing,%: 0.27 nickel, 16.9 iron and 3 , 1 magnesium. As a result, 82.8% of nickel was recovered in the solution, which is much worse than when a substance was introduced into the suspension that promotes hydrophilization of elemental sulfur.
Claims (2)
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU2006112143/02A RU2308496C1 (en) | 2006-04-13 | 2006-04-13 | Method of pressure leaching of oxidized silicate nickel ores |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU2006112143/02A RU2308496C1 (en) | 2006-04-13 | 2006-04-13 | Method of pressure leaching of oxidized silicate nickel ores |
Publications (1)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| RU2308496C1 true RU2308496C1 (en) | 2007-10-20 |
Family
ID=38925295
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| RU2006112143/02A RU2308496C1 (en) | 2006-04-13 | 2006-04-13 | Method of pressure leaching of oxidized silicate nickel ores |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| RU (1) | RU2308496C1 (en) |
Citations (3)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| FR2493341A1 (en) * | 1980-11-05 | 1982-05-07 | Falconbridge Nickel Mines Ltd | |
| US4541994A (en) * | 1983-07-22 | 1985-09-17 | California Nickel Corporation | Method of liberating nickel- and cobalt-enriched fines from laterite |
| JP2003183746A (en) * | 2001-12-11 | 2003-07-03 | Taiheiyo Kinzoku Kk | Method for recovering nickel and cobalt from oxide ore |
-
2006
- 2006-04-13 RU RU2006112143/02A patent/RU2308496C1/en not_active IP Right Cessation
Patent Citations (3)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| FR2493341A1 (en) * | 1980-11-05 | 1982-05-07 | Falconbridge Nickel Mines Ltd | |
| US4541994A (en) * | 1983-07-22 | 1985-09-17 | California Nickel Corporation | Method of liberating nickel- and cobalt-enriched fines from laterite |
| JP2003183746A (en) * | 2001-12-11 | 2003-07-03 | Taiheiyo Kinzoku Kk | Method for recovering nickel and cobalt from oxide ore |
Non-Patent Citations (1)
| Title |
|---|
| БУШ П.Д. и др. Переработка латеритовых и сульфидных никелевых руд с применением автоклавных процессов выщелачивания и цементации из пульпы. Гидрометаллургия. - М.: Металлургия, 1978, с.324-351. * |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| Huang et al. | Selective recovery of valuable metals from nickel converter slag at elevated temperature with sulfuric acid solution | |
| CN103526024B (en) | Novel clean environment-friendly comprehensive recovery process for high-indium high-iron zinc concentrate | |
| JP4205942B2 (en) | Method for recovering copper from ore mineral sulfides using high temperature pressure leaching, solvent extraction and electrolytic extraction | |
| CA2945541C (en) | Process for recovery of copper from arsenic-bearing and/or antimony-bearing copper sulphide concentrates | |
| RU2483127C1 (en) | Method of processing refractory gold-bearing pyrrotine-arsenopyrite ore | |
| CN101003854A (en) | New method for soaking out enriched ores of high indium, high iron, and high sulfur zinc | |
| CN101323915A (en) | A kind of molybdenum-nickel ore full-wet extraction molybdenum-nickel method | |
| US10006133B2 (en) | Systems and methods for improved metal recovery using ammonia leaching | |
| JP2012107289A (en) | Method for recovering chromite, and hydrometallurgical process of nickel oxide ore | |
| WO2013150642A1 (en) | Method for recovering chromite, and method for wet smelting of nickel oxide ore | |
| JP2014138918A (en) | Solid-liquid separation treatment method and hydrometallurgical method of nickel oxide ore | |
| RU2434064C1 (en) | Procedure for processing refractory sulphide gold containing raw stock | |
| WO2013027603A1 (en) | Nickel recovery loss reduction method, hydrometallurgical method for nickel oxidized ore, and sulfuration treatment system | |
| CN103952562A (en) | Comprehensive utilization method of iron vitriol slag | |
| JP5790839B2 (en) | Chromite recovery method | |
| RU2428493C1 (en) | Procedure for extaction of metals from gold containing sulphide-oxidised copper ores | |
| CN1361295A (en) | Direct zinc sulfide concentrate leaching-out process with coupled synergic leaching-out and solvent extraction and separation | |
| WO2016139858A1 (en) | Method for producing nickel sulfide and hydrometallurgical method for nickel oxide ore | |
| RU2308496C1 (en) | Method of pressure leaching of oxidized silicate nickel ores | |
| JP2017061733A (en) | Hydrometallurgical process of nickel oxide ore and exudation treatment facility | |
| JP2008231470A (en) | Reaction control method for sulfurization process | |
| RU2336345C1 (en) | Method of production of cathode copper out of sulpide oxidised copper ores | |
| RU2336344C1 (en) | Method of production of cathode copper out of sulphide oxidised copper ores | |
| RU2439177C2 (en) | Processing method of sulphide-oxidated copper ores with copper and silver extraction | |
| JP5617877B2 (en) | Wastewater treatment method in nickel oxide ore smelting |
Legal Events
| Date | Code | Title | Description |
|---|---|---|---|
| MM4A | The patent is invalid due to non-payment of fees |
Effective date: 20120414 |