RU2430980C1 - Procedure for extraction of nickel from silicate ore by heap or underground leaching - Google Patents
Procedure for extraction of nickel from silicate ore by heap or underground leaching Download PDFInfo
- Publication number
- RU2430980C1 RU2430980C1 RU2010111865/02A RU2010111865A RU2430980C1 RU 2430980 C1 RU2430980 C1 RU 2430980C1 RU 2010111865/02 A RU2010111865/02 A RU 2010111865/02A RU 2010111865 A RU2010111865 A RU 2010111865A RU 2430980 C1 RU2430980 C1 RU 2430980C1
- Authority
- RU
- Russia
- Prior art keywords
- leaching
- ore
- solutions
- solution
- nickel
- Prior art date
Links
- 238000002386 leaching Methods 0.000 title claims abstract description 70
- PXHVJJICTQNCMI-UHFFFAOYSA-N Nickel Chemical compound [Ni] PXHVJJICTQNCMI-UHFFFAOYSA-N 0.000 title claims abstract description 63
- 229910052759 nickel Inorganic materials 0.000 title claims abstract description 31
- 238000000605 extraction Methods 0.000 title claims abstract description 9
- BPQQTUXANYXVAA-UHFFFAOYSA-N Orthosilicate Chemical compound [O-][Si]([O-])([O-])[O-] BPQQTUXANYXVAA-UHFFFAOYSA-N 0.000 title claims description 10
- QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N Sulfuric acid Chemical compound OS(O)(=O)=O QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 75
- 238000000034 method Methods 0.000 claims abstract description 32
- XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N Iron Chemical compound [Fe] XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 16
- 229910052782 aluminium Inorganic materials 0.000 claims abstract description 10
- 239000012535 impurity Substances 0.000 claims abstract description 9
- 229910052742 iron Inorganic materials 0.000 claims abstract description 9
- XAGFODPZIPBFFR-UHFFFAOYSA-N aluminium Chemical compound [Al] XAGFODPZIPBFFR-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 7
- FYYHWMGAXLPEAU-UHFFFAOYSA-N Magnesium Chemical compound [Mg] FYYHWMGAXLPEAU-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 5
- XUIMIQQOPSSXEZ-UHFFFAOYSA-N Silicon Chemical compound [Si] XUIMIQQOPSSXEZ-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 5
- 239000011777 magnesium Substances 0.000 claims abstract description 5
- 229910052749 magnesium Inorganic materials 0.000 claims abstract description 5
- 229910052710 silicon Inorganic materials 0.000 claims abstract description 5
- 239000010703 silicon Substances 0.000 claims abstract description 5
- 239000012141 concentrate Substances 0.000 claims abstract description 3
- 238000005728 strengthening Methods 0.000 claims abstract 2
- 239000000243 solution Substances 0.000 claims description 74
- 238000005406 washing Methods 0.000 claims description 18
- 238000005086 pumping Methods 0.000 claims description 7
- 238000002347 injection Methods 0.000 claims description 5
- 239000007924 injection Substances 0.000 claims description 5
- 230000003245 working effect Effects 0.000 claims description 3
- 238000004519 manufacturing process Methods 0.000 claims description 2
- 238000009736 wetting Methods 0.000 claims 1
- 239000012224 working solution Substances 0.000 claims 1
- 239000000126 substance Substances 0.000 abstract description 3
- 235000011149 sulphuric acid Nutrition 0.000 abstract 5
- 239000001117 sulphuric acid Substances 0.000 abstract 4
- 239000004411 aluminium Substances 0.000 abstract 1
- 238000005272 metallurgy Methods 0.000 abstract 1
- 239000002253 acid Substances 0.000 description 20
- 238000002474 experimental method Methods 0.000 description 12
- 238000001556 precipitation Methods 0.000 description 7
- 239000003929 acidic solution Substances 0.000 description 6
- 239000013049 sediment Substances 0.000 description 6
- 230000007423 decrease Effects 0.000 description 5
- RMAQACBXLXPBSY-UHFFFAOYSA-N silicic acid Chemical compound O[Si](O)(O)O RMAQACBXLXPBSY-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 5
- 235000012239 silicon dioxide Nutrition 0.000 description 5
- 229910052500 inorganic mineral Inorganic materials 0.000 description 4
- 230000003993 interaction Effects 0.000 description 4
- 239000011707 mineral Substances 0.000 description 4
- 239000011148 porous material Substances 0.000 description 4
- 230000033558 biomineral tissue development Effects 0.000 description 3
- 239000003153 chemical reaction reagent Substances 0.000 description 3
- 238000004090 dissolution Methods 0.000 description 3
- 238000001914 filtration Methods 0.000 description 3
- 229910001710 laterite Inorganic materials 0.000 description 3
- 239000011504 laterite Substances 0.000 description 3
- 238000011084 recovery Methods 0.000 description 3
- VTLYFUHAOXGGBS-UHFFFAOYSA-N Fe3+ Chemical compound [Fe+3] VTLYFUHAOXGGBS-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 239000011651 chromium Substances 0.000 description 2
- 239000010941 cobalt Substances 0.000 description 2
- 229910017052 cobalt Inorganic materials 0.000 description 2
- GUTLYIVDDKVIGB-UHFFFAOYSA-N cobalt atom Chemical compound [Co] GUTLYIVDDKVIGB-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 239000010949 copper Substances 0.000 description 2
- 238000001764 infiltration Methods 0.000 description 2
- 230000008595 infiltration Effects 0.000 description 2
- JEIPFZHSYJVQDO-UHFFFAOYSA-N iron(III) oxide Inorganic materials O=[Fe]O[Fe]=O JEIPFZHSYJVQDO-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 239000000203 mixture Substances 0.000 description 2
- 239000002244 precipitate Substances 0.000 description 2
- 229920006395 saturated elastomer Polymers 0.000 description 2
- 230000007704 transition Effects 0.000 description 2
- 229910018072 Al 2 O 3 Inorganic materials 0.000 description 1
- PNEYBMLMFCGWSK-UHFFFAOYSA-N Alumina Chemical class [O-2].[O-2].[O-2].[Al+3].[Al+3] PNEYBMLMFCGWSK-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- VYZAMTAEIAYCRO-UHFFFAOYSA-N Chromium Chemical compound [Cr] VYZAMTAEIAYCRO-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N Copper Chemical compound [Cu] RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 239000004698 Polyethylene Substances 0.000 description 1
- 229910004298 SiO 2 Inorganic materials 0.000 description 1
- 229910010413 TiO 2 Inorganic materials 0.000 description 1
- 238000009825 accumulation Methods 0.000 description 1
- 230000002378 acidificating effect Effects 0.000 description 1
- 239000003513 alkali Substances 0.000 description 1
- 239000002585 base Substances 0.000 description 1
- 230000015572 biosynthetic process Effects 0.000 description 1
- 230000000903 blocking effect Effects 0.000 description 1
- 150000004649 carbonic acid derivatives Chemical class 0.000 description 1
- 229910052804 chromium Inorganic materials 0.000 description 1
- 229910052802 copper Inorganic materials 0.000 description 1
- 230000003247 decreasing effect Effects 0.000 description 1
- 238000011010 flushing procedure Methods 0.000 description 1
- 238000009854 hydrometallurgy Methods 0.000 description 1
- 238000005342 ion exchange Methods 0.000 description 1
- 239000003456 ion exchange resin Substances 0.000 description 1
- 229920003303 ion-exchange polymer Polymers 0.000 description 1
- UQSXHKLRYXJYBZ-UHFFFAOYSA-N iron oxide Inorganic materials [Fe]=O UQSXHKLRYXJYBZ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 230000002262 irrigation Effects 0.000 description 1
- 238000003973 irrigation Methods 0.000 description 1
- 239000000391 magnesium silicate Substances 0.000 description 1
- 235000012243 magnesium silicates Nutrition 0.000 description 1
- 238000005065 mining Methods 0.000 description 1
- 238000002156 mixing Methods 0.000 description 1
- 238000006386 neutralization reaction Methods 0.000 description 1
- 238000005325 percolation Methods 0.000 description 1
- 230000000737 periodic effect Effects 0.000 description 1
- 230000035699 permeability Effects 0.000 description 1
- -1 polyethylene Polymers 0.000 description 1
- 229920000573 polyethylene Polymers 0.000 description 1
- 238000004064 recycling Methods 0.000 description 1
- 150000003839 salts Chemical class 0.000 description 1
- 150000004760 silicates Chemical class 0.000 description 1
- 239000010878 waste rock Substances 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 гидрометаллургии и горному делу, а именно к кучному или подземному выщелачиванию никеля, кобальта и других ценных компонентов из силикатных (латеритных) руд. Оно может быть использовано также при любом другом виде фильтрационного или инфильтрационного (перколяционного) выщелачивания: кюветного, колонного, чанового (без перемешивания).The invention relates to hydrometallurgy and mining, namely to heap or underground leaching of nickel, cobalt and other valuable components from silicate (laterite) ores. It can also be used for any other type of filtration or infiltration (percolation) leaching: cuvette, column, vat (without mixing).
Известен способ кучного выщелачивания никеля из латеритных (силикатных) руд, включающий рециркуляцию выщелачивающего раствора с концентрацией серной кислоты 1 н. (49 г/л). Выходной раствор рециркулируют до тех пор, пока концентрация никеля прекратит возрастать. Затем выщелачивающий раствор заменяют на новый. В другом варианте циркулирующий раствор корректируют по значению рН и укрепляют его кислотой до тех пор, пока не получат в растворе желаемую концентрацию никеля (патент Греции GR 1001555, МПК С22В 23/00, С22В 3/08 за 1994 г.).A known method of heap leaching of Nickel from laterite (silicate) ores, including the recycling of the leach solution with a concentration of sulfuric acid of 1 N. (49 g / l). The outlet solution is recycled until the nickel concentration stops increasing. Then the leach solution is replaced with a new one. In another embodiment, the circulating solution is adjusted according to the pH value and strengthened with acid until the desired nickel concentration is obtained in the solution (Greek patent GR 1001555, IPC С22В 23/00, С22В 3/08 for 1994).
Применение повышенной концентрации серной кислоты 1 н. при выщелачивании силикатных руд в течение всего процесса приведет к быстрому насыщению раствора кремнекислотой и другими примесями (Fe, Al), которые в условиях кучного выщелачивания по мере нейтрализации серной кислоты начнут образовывать осадки и блокировать часть рудной минерализации. Повторный цикл со свежим раствором серной кислоты концентрации 1 н. вновь приведет к насыщению раствора примесями, за счет присутствия которых движущийся фронт выщелачивания с пониженной кислотностью только частично обеспечит растворение уже отложенных осадков и далее вызовет образование новых отложений. В результате это приведет к повышенному побочному расходу реагента на взаимодействие с уже выщелоченными по никелю участками руды. В итоге конечный удельный расход серной кислоты на заданное извлечение никеля возрастет.The use of an increased concentration of sulfuric acid 1 N. upon leaching of silicate ores throughout the process, it will quickly saturate the solution with silicic acid and other impurities (Fe, Al), which under heap leaching conditions will begin to form precipitation and block part of the ore mineralization as sulfuric acid is neutralized. Repeated cycle with a fresh solution of sulfuric acid concentration of 1 N. again leads to saturation of the solution with impurities, due to the presence of which the moving leach front with low acidity will only partially dissolve already deposited sediments and then cause the formation of new deposits. As a result, this will lead to an increased side consumption of the reagent for interaction with ore sections already leached on nickel. As a result, the final specific consumption of sulfuric acid for a given nickel recovery will increase.
Наиболее близким к предлагаемому изобретению является способ извлечения никеля из латеритных (силикатных) руд кучным выщелачиванием в противоточной системе, когда в систему, состоящую из двух-трех куч (стадий) или отдельных участков (стадий) одной большой кучи, свежий выщелачивающий раствор серной кислоты с концентрацией в пределах 50-200 г/л подается в последнюю кучу (стадию), последовательно проходит все предыдущие кучи (стадии) и выводится на переработку. По окончании выщелачивания на последней куче она выводится из процесса и к системе подключается свежая куча (стадия). При этом вторая куча становится последней, первая - второй, свежая - первой по ходу руды и последней по ходу раствора. В результате организуется противоток руды и раствора. Кислотность выщелачивающего раствора предложено поддерживать как постоянной в течение всего процесса, так и варьировать в пределах 50-200 г/л (патент России №2355793 МПК С22В 23/00, С22В 3/08 за 2006 г., конвенционный приоритет Бразилии BR 0505828-7 за 2005 г. и BR 0605643-1 за 2006 г.).Closest to the proposed invention is a method for extracting nickel from laterite (silicate) ores by heap leaching in a countercurrent system, when a fresh leaching solution of sulfuric acid with a large heap in a system consisting of two or three heaps (stages) or separate sections (stages) of one large heap concentration in the range of 50-200 g / l is fed into the last heap (stage), sequentially passes through all previous heaps (stages) and is sent for processing. At the end of leaching on the last heap, it is removed from the process and a fresh heap (stage) is connected to the system. In this case, the second pile becomes the last, the first - the second, fresh - the first along the ore and the last along the solution. As a result, a countercurrent of ore and solution is organized. The acidity of the leaching solution is proposed to maintain both constant throughout the process, and vary within 50-200 g / l (Russian patent No. 2355793 IPC C22B 23/00, C22B 3/08 for 2006, the conventional priority of Brazil BR 0505828-7 for 2005 and BR 0605643-1 for 2006).
Использование раствора серной кислоты с повышенной концентрацией 50-200 г/л в течение всего процесса как в противоточной, так и в открытой системе (без использования выходного раствора на следующей по ходу руды куче) приведет к быстрому насыщению раствора кремнекислотой и другими примесями (Fe, Al), которые в условиях кучного выщелачивания начнут образовывать осадки и блокировать часть рудной минерализации, поры и трещины руды. И чем большая концентрация серной кислоты применяется, тем больше образуется осадков и выше ее побочный расход. Свежий фронт кислых растворов обеспечит растворение переотложенных осадков только при повышенном побочном расходе реагента на взаимодействие с уже выщелоченными по никелю участками руды. В результате конечный удельный расход серной кислоты на заданное извлечение никеля возрастет.The use of a solution of sulfuric acid with an increased concentration of 50-200 g / l throughout the process both in a countercurrent and in an open system (without using an outlet solution on the next heap along the ore) will lead to a quick saturation of the solution with silicic acid and other impurities (Fe, Al), which, under conditions of heap leaching, will begin to form sediments and block part of the ore mineralization, pores, and ore cracks. And the higher the concentration of sulfuric acid is used, the more precipitation is formed and the higher its secondary consumption. A fresh front of acidic solutions will ensure the dissolution of redeposited sediments only with an increased side consumption of the reagent for interaction with ore sections already leached from nickel. As a result, the final specific consumption of sulfuric acid for a given nickel recovery will increase.
Задачей изобретения является снижение удельного расхода серной кислоты на заданное извлечение никеля.The objective of the invention is to reduce the specific consumption of sulfuric acid for a given nickel recovery.
Решение поставленной задачи достигается тем, что при проведении процесса концентрацию серной кислоты в выщелачивающем растворе поддерживают в дифференцированном режиме, изменяя ее периодически с повышенной, в периоды режима выщелачивания руды (преимущественно в пределах 50-250 г/л), на пониженную, в периоды режима промывки руды (преимущественно в пределах 1-10 г/л).The solution of this problem is achieved by the fact that during the process, the concentration of sulfuric acid in the leach solution is maintained in a differentiated mode, changing it periodically from high, during periods of ore leaching (mainly in the range of 50-250 g / l), to a lower one, during periods of regime ore washing (mainly in the range of 1-10 g / l).
Сущность способа состоит в следующем. При просачивании через руду фронта выщелачивающих растворов с концентрацией серной кислоты 50-250 г/л с поверхности кучи к ее основанию - при кучном выщелачивании или при фильтрации от закачных горных выработок (скважин) к откачным - при подземном выщелачивании происходит снижение концентрации серной кислоты и накопление в растворе кремнекислоты и других примесей (Fe, Al). Однако кремнекислота имеет ограниченную растворимость даже в кислой среде и значительная ее часть осаждается на поверхности рудных минералов, в порах и трещинах руды, так же как трехвалентное железо и алюминий, особенно на фронте нейтрализации растворов. Выпавшие осадки затрудняют доступ серной кислоты к заблокированным участкам рудной минерализации и выход никеля в раствор. Кроме того, с осадками соосаждается и часть уже растворенного никеля. При продолжении процесса с повышенной кислотностью уже выщелоченные по никелю участки руды потребляют реагент непроизводительно, но в той или иной мере обогащают раствор кремнекислотой, железом, алюминием. Насыщенный примесями кислый раствор, хотя и постепенно растворяет переотложенные осадки, но образует новые, расходуя кислоту в это время в основном на взаимодействие с пустой породой. В результате возрастает побочный расход серной кислоты и удельный ее расход.The essence of the method is as follows. When leaching solutions with a sulfuric acid concentration of 50-250 g / l from the surface of the heap to its base seep through the ore — during heap leaching or when filtering from pumping mine workings (wells) to pumping ones — during underground leaching, sulfuric acid concentration decreases and accumulation in a solution of silicic acid and other impurities (Fe, Al). However, silicic acid has limited solubility even in an acidic environment and a significant part of it is deposited on the surface of ore minerals, in pores and fractures of ore, as well as ferric iron and aluminum, especially at the neutralization front of solutions. Precipitation precipitates impede the access of sulfuric acid to blocked areas of ore mineralization and the release of nickel into the solution. In addition, part of the already dissolved nickel is precipitated with precipitates. With the continuation of the process with increased acidity, the ore sections already leached in nickel consume the reagent unproductively, but enrich the solution to some extent with silicic acid, iron, and aluminum. The acidic solution saturated with impurities, although it gradually dissolves the redeposited sediments, but forms new ones, spending acid at this time mainly for interaction with waste rock. As a result, the secondary consumption of sulfuric acid and its specific consumption increase.
Периодический переход к режиму промывки слабокислыми растворами (1-10 г/л H2SO4) приводит к растворению образовавшихся блокирующих осадков с поверхности рудных минералов при незначительном увеличении общего расхода серной кислоты. Дело в том, что силикатные руды содержат как легкорастворимые минералы, например карбонаты и некоторые силикаты магния, так и более упорные силикаты, окислы железа и алюминия. В период выщелачивания с высокой концентрацией серной кислоты (50-250 г/л) легкорастворимые минералы вырабатываются, поэтому переход к растворам с пониженной кислотностью (1-10 г/л H2SO4) на выщелоченных участках не ведет к расходу этой кислоты на взаимодействие с рудой, она потребляется только на растворение переотложенных осадков, в том числе и соосажденного никеля. В результате слабокислые растворы освобождают заблокированные участки руды и подготавливают их к выщелачиванию крепкими растворами серной кислоты.Periodic transition to the regime of washing with weakly acidic solutions (1-10 g / l H 2 SO 4 ) leads to the dissolution of the resulting blocking deposits from the surface of ore minerals with a slight increase in the total consumption of sulfuric acid. The fact is that silicate ores contain both readily soluble minerals, such as carbonates and some magnesium silicates, as well as more resistant silicates, iron and aluminum oxides. During the leaching period with a high concentration of sulfuric acid (50-250 g / l), readily soluble minerals are produced, so the transition to solutions with low acidity (1-10 g / l H 2 SO 4 ) in leached areas does not lead to the consumption of this acid for interaction with ore, it is consumed only for dissolving redeposited sediments, including coprecipitated nickel. As a result, slightly acidic solutions liberate the blocked sections of ore and prepare them for leaching with strong sulfuric acid solutions.
Последующий период в режиме выщелачивания с высокой кислотностью вначале приводит к увеличению интенсивности выщелачивания никеля, как правило, при вытеснении объемов раствора, кратных соотношению Ж:Т=0,2-1,0:1, в зависимости от используемой концентрации кислоты в пределах 50-250 г/л. Затем кислота опять начинает потребляться непроизводительно. Последующая промывка руды слабокислыми растворами вновь подготавливает руду к эффективному выщелачиванию более крепкими растворами кислоты. При этом период промывки может протекать также до вытеснения объема раствора, кратного соотношению Ж:Т=0,2-1,0:1, в зависимости от используемой концентрации кислоты в пределах 1-10 г/л. Другими словами, периоды выщелачивания и промывки руды должны соответствовать прохождению через руду объемов растворов, предпочтительно кратных соотношению Ж:Т в пределах 0,2-1,0:1. Количество профильтрованных растворов в тот или иной период не является принципиальным, важно чтобы периоды в режиме выщелачивания руды с повышенной кислотностью чередовались с периодами в режиме промывки руды растворами с пониженной кислотностью.The subsequent period in the leaching mode with high acidity initially leads to an increase in the intensity of nickel leaching, as a rule, when displacing solution volumes that are multiples of the ratio W: T = 0.2-1.0: 1, depending on the acid concentration used, within 50- 250 g / l Then the acid again begins to be consumed unproductive. Subsequent ore washing with slightly acidic solutions again prepares the ore for effective leaching with stronger acid solutions. In this case, the washing period can also occur until the volume of the solution is displaced that is a multiple of the ratio W: T = 0.2-1.0: 1, depending on the acid concentration used, in the range of 1-10 g / l. In other words, the periods of leaching and washing of the ore should correspond to the passage through the ore of volumes of solutions, preferably multiples of the ratio W: T, in the range 0.2-1.0: 1. The number of filtered solutions in a given period is not critical, it is important that the periods in the mode of leaching of ore with high acidity alternate with the periods in the mode of washing the ore with solutions of low acidity.
Количество профильтрованных растворов (соотношение Ж:Т) в период выщелачивания с повышенной кислотностью, строго говоря, определялось нами экспериментально по снижению проницаемости рудного слоя и по резкому падению концентрации никеля в выходных растворах в этот момент. Соотношение Ж:Т, при котором выщелачивание протекало в этот период эффективно, соответствовало удельному расходу кислоты в 40-60 кг/т руды. Поэтому при использовании концентрации серной кислоты в выщелачивающем растворе, например, 50 г/л этот удельный расход достигался при соотношении Ж:Т=1,0:1. В случае кислотности 250 г/л соотношение Ж:Т этого периода, соответствующее такому расходу, составляло 0,2:1. То есть в зависимости от применяемой концентрации кислоты в пределах 50-250 г/л периоды поддержания повышенной кислотности в выщелачивающем растворе должны соответствовать прохождению через руду объемов растворов, предпочтительно кратных соотношению Ж:Т в пределах 0,2-1,0:1. Кроме того, нами экспериментально определено, что границы интервала рекомендуемой кислотности могут быть расширены с 50-200 г/л, указанных в прототипе, до 50-250 г/л.The number of filtered solutions (W: T ratio) during the leaching period with increased acidity, strictly speaking, was determined experimentally by reducing the permeability of the ore layer and by a sharp drop in the concentration of nickel in the output solutions at this moment. The ratio of W: T, in which leaching was effective during this period, corresponded to a specific acid consumption of 40-60 kg / t of ore. Therefore, when using a concentration of sulfuric acid in a leach solution, for example, 50 g / l, this specific consumption was achieved with a ratio of W: T = 1.0: 1. In the case of an acidity of 250 g / l, the ratio W: T of this period, corresponding to such a flow rate, was 0.2: 1. That is, depending on the applied acid concentration in the range of 50-250 g / l, the periods of maintaining increased acidity in the leaching solution should correspond to the passage through the ore of volumes of solutions, preferably multiple of the ratio W: T, in the range 0.2-1.0: 1. In addition, we experimentally determined that the boundaries of the interval of recommended acidity can be expanded from 50-200 g / l specified in the prototype to 50-250 g / l.
Соотношение Ж:Т, соответствующее выщелачиванию руды в период промывки руды от осадков, должно соответствовать эффективному поровому объему руды или объему, который занимает раствор в руде во время ее выщелачивания, при концентрации кислоты в этот период, достаточной для растворения осадков. Эффективный поровый объем руд в зависимости от их крупности обычно составляет величину в 20-50% от их массы и соответствует соотношению Ж:Т=0,2-0,5:1. С другой стороны, соотношение Ж:Т в период промывки руды от осадков зависит от скорости их растворения и скорости фильтрации (при подземном выщелачивании) или инфильтрации (при кучном выщелачивании) растворов, а также от количества осадков, что определяется в основном концентрацией кислоты, использованной в предыдущий период выщелачивания с повышенной кислотностью. Кроме того, имеет значение и концентрация кислоты в период промывки руды с пониженной кислотностью. На наш взгляд, в зависимости от перечисленных выше факторов периоды промывки с пониженной концентрацией кислоты в растворе в пределах 1-10 г/л должны соответствовать прохождению через руду объемов растворов, также предпочтительно кратных соотношению Ж:Т в пределах 0,2-1,0:1.The ratio G: T, corresponding to the leaching of the ore during the ore washing from precipitation, should correspond to the effective pore volume of the ore or the volume that the solution occupies in the ore during its leaching, at an acid concentration during this period, sufficient to dissolve the sediments. The effective pore volume of ores, depending on their size, is usually 20-50% of their mass and corresponds to the ratio W: T = 0.2-0.5: 1. On the other hand, the L: T ratio during ore washing from precipitation depends on the rate of their dissolution and the filtration rate (during underground leaching) or the infiltration (upon heap leaching) of the solutions, as well as on the amount of precipitation, which is mainly determined by the concentration of acid used in the previous leaching period with high acidity. In addition, the concentration of acid is also important during the washing of ore with low acidity. In our opinion, depending on the factors listed above, washing periods with a reduced concentration of acid in the solution in the range of 1-10 g / l should correspond to the passage of volumes of solutions through the ore, which is also preferably a multiple of the ratio W: T in the range of 0.2-1.0 :one.
Таким образом, периоды в режиме выщелачивания руды (50-250 г/л H2SO4) и периоды в режиме промывки руды (1-10 г/л H2SO4) должны соответствовать прохождению через руду объемов растворов, предпочтительно кратных соотношению Ж:Т в пределах 0,2-1,0:1.Thus, periods in the mode of leaching of ore (50-250 g / l H 2 SO 4 ) and periods in the regime of washing ore (1-10 g / l H 2 SO 4 ) should correspond to the passage through the ore of volumes of solutions, preferably multiple of the ratio G : T within 0.2-1.0: 1.
При подземном выщелачивании руда вскрывается откачными и закачными горными выработками, например скважинами, и выщелачивающий раствор фильтруется по направлению от закачных к откачным скважинам. По ходу выщелачивания наиболее выщелоченными зонами рудного массива становятся участки вблизи закачных скважин, а наименее проработанными остаются участки, приуроченные к откачным скважинам. Если в определенный момент, когда выщелачиваемая руда в целом отработается, например, на 50% от заданного извлечения, осуществить реверс выщелачивающих растворов (изменение направления движения растворов на обратное) с подачей выщелачивающих растворов в откачные скважины и выводом продуктивных растворов из закачных скважин, то кислота начнет потребляться более производительно, расходуясь прежде всего на невыработанную по никелю часть руды. В результате удельный расход серной кислоты снизится еще в большей мере.During underground leaching, ore is opened by pumping and injection mine workings, such as wells, and the leaching solution is filtered in the direction from the injection to the pumping wells. In the course of leaching, the areas most close to injection wells become the most leached zones of the ore mass, and the areas associated with pumping wells remain the least developed. If, at a certain moment, when the leached ore is generally mined, for example, by 50% of the specified extraction, leach solutions are reversed (the solutions move in the opposite direction) with leaching solutions supplied to the pumping wells and productive solutions are removed from the injection wells, then acid will begin to be consumed more efficiently, diverging primarily on the part of the ore not mined by nickel. As a result, the specific consumption of sulfuric acid will decrease even more.
По известному и предлагаемому способам в лабораторных условиях проводили выщелачивание силикатной никелевой руды, дробленной по классу -10 мм. Химический состав руды приведен в табл.1.According to the known and proposed methods in the laboratory, leaching of silicate nickel ore, crushed according to the -10 mm class, was carried out. The chemical composition of the ore is given in table 1.
Выщелачивание осуществляли в полиэтиленовых вертикальных трубных моделях (колонках), слой руды в которых составлял 1 м. Подачу выщелачивающего раствора проводили сверху с плотностью орошения 10 л/м2·час или 0,05 отношения Ж:Т в сутки.Leaching was carried out in polyethylene vertical tube models (columns), the ore layer in which was 1 m. The leaching solution was supplied from above with an irrigation density of 10 l / m 2 · hour or 0.05 ratio W: T per day.
По известному способу проведены 3 опыта (№1, 3, 5) с постоянной концентрацией серной кислоты в выщелачивающем растворе в течение всего процесса: 50, 150 и 250 г/л.According to the known method, 3 experiments (No. 1, 3, 5) were carried out with a constant concentration of sulfuric acid in the leaching solution during the whole process: 50, 150 and 250 g / l.
По предлагаемому способу проведены также 3 опыта (№2, 4, 6) с такими же концентрациями кислоты, но периодически, выщелачивание здесь переводилось на режим промывки руды с пониженной концентрацией кислоты, после чего оно вновь возобновлялось в режиме крепких растворов кислоты. При этом каждый период в режиме выщелачивания руды в опыте с 50 г/л соответствовал соотношению Ж:Т=1,0:1, в опыте со 150 г/л - соотношению Ж:Т=0,4:1 и в опыте с 250 г/л - соотношению Ж:Т=0,2:1. В периоды промывки руды концентрацию кислоты варьировали от 1 до 10 г/л и во всех опытах эти периоды соответствовали соотношению Ж:Т=0,5:1. Еще один опыт №7 был проведен с реверсом выщелачивающих растворов, когда в момент извлечения никеля на 42% выщелачивающий раствор начали подавать в нижнюю часть колонки, то есть в обратном направлении. Концентрация серной кислоты в растворе в период выщелачивания руды здесь поддерживалась 150 г/л, в период промывки - 5 г/л.According to the proposed method, 3 experiments were also carried out (No. 2, 4, 6) with the same acid concentrations, but periodically, leaching here was transferred to the ore washing mode with a low acid concentration, after which it was again resumed in the strong acid solution mode. Moreover, each period in the mode of leaching of ore in the experiment with 50 g / l corresponded to the ratio W: T = 1.0: 1, in the experiment from 150 g / l to the ratio W: T = 0.4: 1 and in the experiment from 250 g / l - ratio W: T = 0.2: 1. During ore washing periods, the acid concentration varied from 1 to 10 g / l, and in all experiments these periods corresponded to the ratio W: T = 0.5: 1. Another experiment No. 7 was carried out with the reverse of leaching solutions, when at the time of nickel extraction by 42% the leaching solution began to be fed into the lower part of the column, that is, in the opposite direction. The concentration of sulfuric acid in solution during the leaching period of the ore here was maintained at 150 g / l, during the washing period - 5 g / l.
Показатели опытов по известному и предлагаемому способам фиксировались по периодам, окончанием процесса считалось достижение степени извлечения никеля 70-72%. Результаты представлены в табл.2.The indicators of the experiments according to the known and proposed methods were recorded by periods, the end of the process was considered to be the degree of extraction of Nickel 70-72%. The results are presented in table.2.
Как следует из табл.2, по сравнению с известным способом в предлагаемом способе во всех опытах на заданную степень извлечения никеля в 70-72% произошло значительное снижение удельного расхода серной кислоты. При концентрации серной кислоты в выщелачивающем растворе 50 г/л - с 300 до 202 кг/т руды, при 150 г/л - с 330 до 188 кг/т руды, при 250 г/л - с 400 до 220 кг/т руды. В опыте №7 с реверсом удельный расход кислоты снизился еще значительнее - до 155 кг/т руды. Кроме того, из результатов опытов 2, 4, 6 по предлагаемому способу видно, что с увеличением используемой кислотности растворов в периоды выщелачивания от 50 г/л до 250 г/л удельный расход серной кислоты вначале уменьшается с 202 до 188 кг/т руды, а затем возрастает до 220 кг/т. При этом он остается во всех случаях ниже значений, полученных по известному способу (300-400 кг/т). Это свидетельствует о том, что оптимальная концентрация кислоты в период выщелачивания крепкими растворами серной кислоты находится преимущественно в интервале между 50 и 250 г/л. Из данных табл.2 следует также, что наряду с никелем из руды во всех опытах извлечено 60-70% и других ценных компонентов: кобальта, меди и хрома.As follows from table 2, compared with the known method in the proposed method in all experiments for a given degree of nickel extraction in 70-72% there was a significant decrease in the specific consumption of sulfuric acid. At a concentration of sulfuric acid in a leach solution of 50 g / l - from 300 to 202 kg / t of ore, at 150 g / l - from 330 to 188 kg / t of ore, at 250 g / l - from 400 to 220 kg / t of ore . In experiment No. 7 with reverse, the specific consumption of acid decreased even more significantly - up to 155 kg / t of ore. In addition, from the results of experiments 2, 4, 6 of the proposed method it is seen that with an increase in the used acidity of solutions during leaching periods from 50 g / l to 250 g / l, the specific consumption of sulfuric acid initially decreases from 202 to 188 kg / t of ore, and then increases to 220 kg / t. However, it remains in all cases below the values obtained by the known method (300-400 kg / t). This suggests that the optimal concentration of acid during the leaching with strong sulfuric acid solutions is mainly in the range between 50 and 250 g / l. From the data of Table 2 it also follows that along with nickel, 60-70% of other valuable components: cobalt, copper, and chromium were extracted from ore in all experiments.
В приведенном примере по предлагаемому способу в периоды выщелачивания использовалась постоянная концентрация серной кислоты в выщелачивающих растворах в течение всего процесса. Однако очевидно, что ее можно изменять по ходу процесса дифференцированно, например с 250 в начальные периоды выщелачивания до 50 г/л в конечных периодах. Важно, чтобы в течение одного процесса она предпочтительно находилась в пределах 50-250 г/л. Аналогично, в периодах промывки слабокислыми растворами их кислотность может меняться в течение одного процесса, но предпочтительно в пределах 1-10 г/л.In the above example, according to the proposed method, during periods of leaching, a constant concentration of sulfuric acid in leaching solutions was used throughout the process. However, it is obvious that it can be changed differentially during the process, for example, from 250 in the initial leaching periods to 50 g / l in the final periods. It is important that during one process it is preferably in the range of 50-250 g / l. Similarly, during periods of washing with slightly acidic solutions, their acidity may vary during one process, but preferably in the range of 1-10 g / L.
Необходимо отметить еще одно важное обстоятельство. При организации процесса кучного и подземного выщелачивания наиболее рационально использовать оборотные растворы. В описании приведенного прототипа указывается, что переработка продуктивных растворов предусматривает получение никелевого концентрата как осаждением щелочами, так и экстракцией или ионным обменом. Но существуют экстрагенты и ионообменные смолы, позволяющие селективно извлекать никель из растворов в присутствии трехвалентного железа, алюминия, магния и кремния. В этом случае маточные растворы будут насыщаться солями этих элементов и для эффективного выщелачивания никеля использовать такие растворы в качестве оборотных выщелачивающих растворов представляется проблематичным из-за вероятного резкого снижения кинетики выщелачивания. Поэтому при использовании для выщелачивания оборотных растворов по предлагаемому способу переработка продуктивных растворов должна осуществляться с полным или в большей части удалением примесей железа, алюминия, магния и кремния.One more important circumstance should be noted. When organizing the process of heap and underground leaching, it is most rational to use circulating solutions. The description of the prototype cited indicates that the processing of productive solutions involves the production of nickel concentrate both by alkali precipitation and by extraction or ion exchange. But there are extractants and ion-exchange resins that allow selective extraction of nickel from solutions in the presence of ferric iron, aluminum, magnesium, and silicon. In this case, the mother liquors will be saturated with salts of these elements, and for effective nickel leaching, using such solutions as reverse leach solutions is problematic due to the likely sharp decrease in the leaching kinetics. Therefore, when using circulating solutions for leaching according to the proposed method, the processing of productive solutions should be carried out with the complete or mostly removal of impurities of iron, aluminum, magnesium and silicon.
Таким образом, если извлекать никель из силикатных руд кучным или подземным выщелачиванием раствором серной кислоты, перерабатывать продуктивные растворы с удалением примесей железа, алюминия магния и кремния, возвращать оборотные растворы после укрепления серной кислотой на выщелачивание и поддерживать при проведении процесса выщелачивания концентрацию серной кислоты в выщелачивающем растворе в дифференцированном режиме, изменяя ее периодически с повышенной - в периоды режима выщелачивания руды преимущественно в пределах 50-250 г/л на пониженную - в периоды режима промывки руды преимущественно в пределах 1-10 г/л, то удельный расход серной кислоты значительно сократится и поставленная задача будет решена.Thus, if nickel is extracted from silicate ores by heap or underground leaching with a solution of sulfuric acid, the productive solutions are processed to remove impurities of iron, aluminum, magnesium and silicon, the circulating solutions are returned after leaching with sulfuric acid and the sulfuric acid concentration in the leach is maintained during the leaching process solution in a differentiated mode, changing it periodically with increased - during periods of ore leaching, mainly in the range of 50-250 g / l and reduced - in flushing mode periods ore preferably within 1-10 g / l, the specific sulfuric acid consumption is significantly reduced and the task set is solved.
Claims (3)
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU2010111865/02A RU2430980C1 (en) | 2010-03-30 | 2010-03-30 | Procedure for extraction of nickel from silicate ore by heap or underground leaching |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU2010111865/02A RU2430980C1 (en) | 2010-03-30 | 2010-03-30 | Procedure for extraction of nickel from silicate ore by heap or underground leaching |
Publications (1)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| RU2430980C1 true RU2430980C1 (en) | 2011-10-10 |
Family
ID=44805083
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| RU2010111865/02A RU2430980C1 (en) | 2010-03-30 | 2010-03-30 | Procedure for extraction of nickel from silicate ore by heap or underground leaching |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| RU (1) | RU2430980C1 (en) |
Cited By (3)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| WO2015009204A3 (en) * | 2013-07-16 | 2015-04-09 | BASKOV, Viacheslav Dmitrievich | Process for extraction of nickel, cobalt and other metals from laterite ores |
| CN110551905A (en) * | 2019-09-26 | 2019-12-10 | 中冶瑞木新能源科技有限公司 | Method for treating nickel cobalt hydroxide |
| CN115505733A (en) * | 2022-09-05 | 2022-12-23 | 中铁资源集团有限公司 | A kind of ore heap leaching pile structure suitable for rainy season |
Citations (3)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| RU2174562C2 (en) * | 1995-06-07 | 2001-10-10 | Коминко Енджиниэринг Сэвисиз Элтиди | Nickel and/or cobalt recovery method (options) |
| US6312500B1 (en) * | 2000-03-30 | 2001-11-06 | Bhp Minerals International Inc. | Heap leaching of nickel containing ore |
| RU2355793C2 (en) * | 2005-11-28 | 2009-05-20 | Компанья Вале Ду Риу Досе | Recovery of nickel, cobalt and other base metals made of lateritic ore with usage of heap leaching and product, containing nickel, cobalt and other metals and received from lateritic ore |
-
2010
- 2010-03-30 RU RU2010111865/02A patent/RU2430980C1/en not_active IP Right Cessation
Patent Citations (4)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| RU2174562C2 (en) * | 1995-06-07 | 2001-10-10 | Коминко Енджиниэринг Сэвисиз Элтиди | Nickel and/or cobalt recovery method (options) |
| RU2178007C2 (en) * | 1995-06-07 | 2002-01-10 | Коминко Енджиниэринг Сэвисиз Элтиди | Method of recovering nickel and/or cobalt from ore or concentrate |
| US6312500B1 (en) * | 2000-03-30 | 2001-11-06 | Bhp Minerals International Inc. | Heap leaching of nickel containing ore |
| RU2355793C2 (en) * | 2005-11-28 | 2009-05-20 | Компанья Вале Ду Риу Досе | Recovery of nickel, cobalt and other base metals made of lateritic ore with usage of heap leaching and product, containing nickel, cobalt and other metals and received from lateritic ore |
Cited By (4)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| WO2015009204A3 (en) * | 2013-07-16 | 2015-04-09 | BASKOV, Viacheslav Dmitrievich | Process for extraction of nickel, cobalt and other metals from laterite ores |
| RU2568223C2 (en) * | 2013-07-16 | 2015-11-10 | Басков Вячеслав Дмитриевич | Extraction method of metals, mainly nickel and cobalt, from oxidised ores |
| CN110551905A (en) * | 2019-09-26 | 2019-12-10 | 中冶瑞木新能源科技有限公司 | Method for treating nickel cobalt hydroxide |
| CN115505733A (en) * | 2022-09-05 | 2022-12-23 | 中铁资源集团有限公司 | A kind of ore heap leaching pile structure suitable for rainy season |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| CN111926180B (en) | Method for extracting ion adsorption type rare earth | |
| CN106282553B (en) | The smelting separation method of Rare Earth Mine | |
| CN101363079A (en) | Smelting method of iron rich mengite rare-earth mine | |
| CN102286661A (en) | Method for direct electrolysis of laterite nickel ore by sulfuric acid leaching | |
| CN109692715A (en) | A kind of method that ground-dipping uranium extraction solves resin poison and blocking | |
| CN103820640B (en) | A kind of method of wet underwater welding iron from red soil nickel ore | |
| US20090056501A1 (en) | Hydrometallurgical process using resin-neutralized-solution of a heap leaching effluent | |
| CN102816931A (en) | Method for recovering copper and iron from copper-containing acid wastewater and producing gypsum | |
| CN102010993A (en) | Extraction of Nickel and Cobalt from Laterite Ore with Slurry Extraction Technology | |
| CN107208176A (en) | Heap leaching method | |
| KR20070055976A (en) | Extraction process of nickel, cobalt, and other nonmetals from laterite ores by use of heap leaching and products containing nickel, cobalt, and other metals derived from laterite ores | |
| CN105803197B (en) | A kind of method of method using synergic solvent extraction removing calcium and magnesium from nickel cobalt biochemical lixivium | |
| CN101956081B (en) | Process for strengthening ammonia leaching nickel cobalt from low-grade laterite-nickel ore | |
| RU2430980C1 (en) | Procedure for extraction of nickel from silicate ore by heap or underground leaching | |
| Xu et al. | Highly Selective Copper and Nickel Separation and Recovery from Electroplating Sludge in Light Industry. | |
| CN102327809B (en) | Method for removing magnesium oxide from collophanite | |
| CN106995878B (en) | The recovery method of iron ore concentrate in lateritic nickel ore high pressure extract technology | |
| WO2015110702A1 (en) | Method for recovery of copper and zinc | |
| CN104531987B (en) | A kind of method reduced rich in Gypsum Fibrosum Alkaline uranium ore stone leaching alkaline consumption | |
| CN103361498A (en) | Method for separating impurities from rare earth in rare-earth-ore leaching solution to purify rare earth | |
| RU2568223C2 (en) | Extraction method of metals, mainly nickel and cobalt, from oxidised ores | |
| CN102206749A (en) | Normal-pressure leaching method for simultaneously processing laterites with high iron content and high magnesium content | |
| CN103898323A (en) | Method for recovering magnesium from low-concentration nickel-cobalt biological leaching liquid | |
| CN102994778A (en) | Method for separating and enriching cobalt from leach liquor used for pickling and vulcanizing tailing | |
| CN113651490A (en) | Method for treating low-concentration ammonia nitrogen wastewater by membrane treatment and biological combination method |
Legal Events
| Date | Code | Title | Description |
|---|---|---|---|
| QB4A | Licence on use of patent |
Free format text: LICENCE Effective date: 20130201 |
|
| MM4A | The patent is invalid due to non-payment of fees |
Effective date: 20160331 |