[go: up one dir, main page]

RU2618595C1 - Method of nickel extraction from oxide-bearing nickel ores - Google Patents

Method of nickel extraction from oxide-bearing nickel ores Download PDF

Info

Publication number
RU2618595C1
RU2618595C1 RU2016111038A RU2016111038A RU2618595C1 RU 2618595 C1 RU2618595 C1 RU 2618595C1 RU 2016111038 A RU2016111038 A RU 2016111038A RU 2016111038 A RU2016111038 A RU 2016111038A RU 2618595 C1 RU2618595 C1 RU 2618595C1
Authority
RU
Russia
Prior art keywords
nickel
leaching
solutions
sulfuric acid
concentration
Prior art date
Application number
RU2016111038A
Other languages
Russian (ru)
Inventor
Борис Дмитриевич Халезов
Алексей Сергеевич Гаврилов
Алексей Геннадьевич Крашенинин
Евгений Александрович Зеленин
Original Assignee
Федеральное государственное бюджетное учреждение науки Институт металлургии Уральского отделения Российской академии наук (ИМЕТ УрО РАН)
Priority date (The priority date is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the date listed.)
Filing date
Publication date
Application filed by Федеральное государственное бюджетное учреждение науки Институт металлургии Уральского отделения Российской академии наук (ИМЕТ УрО РАН) filed Critical Федеральное государственное бюджетное учреждение науки Институт металлургии Уральского отделения Российской академии наук (ИМЕТ УрО РАН)
Priority to RU2016111038A priority Critical patent/RU2618595C1/en
Application granted granted Critical
Publication of RU2618595C1 publication Critical patent/RU2618595C1/en

Links

Classifications

    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B23/00Obtaining nickel or cobalt
    • YGENERAL 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
    • Y02TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
    • Y02PCLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
    • Y02P10/00Technologies related to metal processing
    • Y02P10/20Recycling

Landscapes

  • Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)

Abstract

FIELD: metallurgy.
SUBSTANCE: method of nickel extraction from oxide-bearing nickel ores includes nickel heap leaching by sulfuric acid solution. Leaching is carried out in three stages: in the first stage, the concentration of sulfuric acid is 15 g/dm3, in the second and third - 10 and 5 g/dm3, respectively.
EFFECT: obtaining purer nonferrous solutions and reduced reactant consumption due to leaching by weak solution of sulfuric acid.
4 tbl, 3 ex

Description

Изобретение относится к области цветной металлургии и может быть использовано в геотехнологии для извлечения никеля из окисленных никелевых руд.The invention relates to the field of non-ferrous metallurgy and can be used in geotechnology to extract nickel from oxidized nickel ores.

Известен способ выщелачивания никеля и кобальта из никель- и кобальсодержащих латеритных руд (патент РФ №2333972, МПК С22В 23/00, С22В 3/14, опубл. 20.09.2008), основанный на обжиге исходной руды в восстановительной атмосфере при Т 600-850°С для выделения никеля и кобальта в выщелачивающий раствор.A known method of leaching nickel and cobalt from nickel and cobalt-containing laterite ores (RF patent No. 2333972, IPC C22B 23/00, C22B 3/14, publ. 09/20/2008), based on the calcination of the original ore in a reducing atmosphere at T 600-850 ° C to isolate nickel and cobalt in a leach solution.

Недостатками данного способа являются значительный расход топлива на стадии восстановительного обжига, повышенное количество серы, содержащееся в топливе, которое приводит к потерям аммиака в виде тиосульфата или сульфата на стадии аммиачно-карбонатного выщелачивания, а также повышенные температуры выщелачивания (около 60°С).The disadvantages of this method are the significant fuel consumption at the stage of reductive firing, the increased amount of sulfur contained in the fuel, which leads to the loss of ammonia in the form of thiosulfate or sulfate at the stage of ammonia-carbonate leaching, as well as increased leaching temperatures (about 60 ° C).

Известен способ извлечения металлов из силикатных никелевых руд (патент РФ №2432409, МПК С22В 23/00, С22В 3/14, С22В 3/08, опубл. 27.10.2011), заключающийся в рудоподготовке силикатной никелевой руды дроблением, классификацией и сортировкой, выщелачивании из руды кремния культуральной средой силикатных бактерий и последующее извлечение никеля из кека.A known method of extracting metals from silicate nickel ores (RF patent No. 2432409, IPC C22B 23/00, C22B 3/14, C22B 3/08, publ. 10/27/2011), which consists in ore preparation of silicate nickel ore by crushing, classification and sorting, leaching from silicon ore by a culture medium of silicate bacteria and the subsequent extraction of nickel from cake.

Высокие концентрации H2SO4 (50-450 г/дм3) на выщелачивание никеля из кека, повышенное содержание железа в растворах выщелачивания (порядка 18,5 г/дм3), которое требует предварительного осаждения Fe перед переработкой растворов, являются основными недостатками данного способа.High concentrations of H 2 SO 4 (50-450 g / dm 3 ) for leaching nickel from cake, high iron content in leaching solutions (about 18.5 g / dm 3 ), which requires preliminary precipitation of Fe before processing solutions, are the main disadvantages this method.

Наиболее близким к заявленному является способ извлечения никеля из окисленных никелевых руд (патент РФ №2430172, МПК С22В 23/00, С22В 3/08, опубл. 27.09.2011), включающий кучное выщелачивание никеля раствором серной кислоты, нейтрализацию продуктивного раствора, сорбцию из него никеля на ионите, переработку десорбата с получением никеля, подачу раствора рафината на кучное выщелачивание руды при его обороте и циркуляции - прототип.Closest to the claimed one is a method for extracting nickel from oxidized nickel ores (RF patent No. 2430172, IPC С22В 23/00, С22В 3/08, publ. 09/27/2011), including heap leaching of nickel with sulfuric acid solution, neutralization of the productive solution, sorption from nickel on ion exchange resin, the processing of desorbate to produce nickel, the supply of a raffinate solution for heap leaching of ore during its circulation and circulation is a prototype.

Недостатком данного способа являются повышенные концентрации H2SO4 (100 г/дм3). Это приводит к повышенному выщелачиванию железа и других примесей, в результате чего необходима предварительная нейтрализация перед дальнейшей переработкой растворов.The disadvantage of this method is the increased concentration of H 2 SO 4 (100 g / DM 3 ). This leads to increased leaching of iron and other impurities, as a result of which preliminary neutralization is necessary before further processing of the solutions.

Техническим результатом данного изобретения является получение продукционных безжелезистых растворов и снижение расхода реагентов за счет выщелачивания малоконцентрированными растворами серной кислоты.The technical result of this invention is to obtain production iron-free solutions and reducing the consumption of reagents due to leaching with low concentration solutions of sulfuric acid.

Технический результат достигается тем, что в способе извлечения никеля из окисленных никелевых руд путем кучного выщелачивания никеля раствором серной кислоты, где выщелачивание проводят постадийно в три этапа: на первом этапе поддерживают концентрацию раствора серной кислоты 15 г/дм3 и до 10% извлечения Ni из руды, на втором - поддерживают концентрацию раствора серной кислоты 10 г/дм3, а на третьем этапе выщелачивание проводят водным раствором серной кислоты с концентрацией 5 г/дм3.The technical result is achieved in that in the method for extracting nickel from oxidized nickel ores by heap leaching of nickel with a sulfuric acid solution, where the leaching is carried out stepwise in three stages: at the first stage, the concentration of the sulfuric acid solution is maintained at 15 g / dm 3 and up to 10% Ni recovery from ore, in the second - maintain a concentration of a solution of sulfuric acid of 10 g / dm 3 , and in the third stage, leaching is carried out with an aqueous solution of sulfuric acid with a concentration of 5 g / dm 3 .

Оксиды железа в верхних слоях выщелачиваются с образованием Fe2(SO4)3, который при дальнейшем вертикальном продвижении растворов (просачивании растворов через руду), при рН больше 2 гидролизуется с образованием H2SO4 и осадков гидратов и основных гидратов железа, которые остаются в толще руды по реакции:Iron oxides in the upper layers leach with the formation of Fe 2 (SO 4 ) 3 , which, upon further vertical advancement of solutions (leaking solutions through ore), at pH greater than 2 hydrolyzes with the formation of H 2 SO 4 and precipitation of hydrates and basic iron hydrates that remain in the thickness of the ore according to the reaction:

Figure 00000001
Figure 00000001

Выделяющаяся H2SO4 затрачивается на выщелачивание только полезных компонентов руды, Ni, Со, Мn и Mg. Таким образом, во-первых, полезно используется H2SO4, подаваемая с растворами орошения, а во-вторых, за счет повышения рН до 3-3,5 в выходящих продукционных растворах отсутствует нежелательная примесь - сульфат железа.The released H 2 SO 4 is spent on leaching only the useful components of the ore, Ni, Co, Mn and Mg. Thus, firstly, it is useful to use H 2 SO 4 supplied with irrigation solutions, and secondly, due to an increase in pH to 3-3.5, an undesirable impurity, iron sulfate, is absent in the outgoing production solutions.

Сущность изобретения заключается в использовании серной кислоты с более низкими концентрациями.The invention consists in the use of sulfuric acid with lower concentrations.

Проведение первоначального выщелачивания растворами с концентрацией H2SO4 15 г/дм3 в подаваемый раствор, а затем на второй и третьей стадиях выщелачивания растворами с более низкой концентрацией H2SO4 (10 и 5 г/дм3, соответственно) позволяет повысить скорость нейтрализации кислотоемких составляющих элементов пустой породы (до 10% извлечения Ni), снизить расход кислоты и получить чистые безжелезистые растворы за счет снижения затрат на выщелачивание никеля и избавиться от нежелательных примесей сульфата Fe3+.The initial leaching of solutions with a concentration of H 2 SO 4 15 g / dm 3 in the feed solution, and then at the second and third stages of leaching with solutions with a lower concentration of H 2 SO 4 (10 and 5 g / dm 3 , respectively) allows you to increase the speed neutralization of acid-intensive constituent elements of waste rock (up to 10% Ni recovery), reduce acid consumption and obtain clean iron-free solutions by reducing the cost of leaching nickel and get rid of unwanted impurities of Fe 3+ sulfate.

В случае выщелачивания избыточным количеством H2SO4 с концентрацией 15 г/дм при рН меньше 1,5-2 получают продукционные растворы, содержащие ионы железа. Эти растворы подаются вновь на орошение без добавления серной кислоты. Таким образом, сущность изобретения заключается в выщелачивании растворами концентрации 5-15 г/дм3, при которой в выходящих продукционных растворах водородный показатель (рН) не превышает 3-3,5.In the case of leaching with an excessive amount of H 2 SO 4 with a concentration of 15 g / dm at a pH of less than 1.5-2, production solutions containing iron ions are obtained. These solutions are fed back to irrigation without the addition of sulfuric acid. Thus, the essence of the invention consists in leaching with solutions of a concentration of 5-15 g / dm 3 , at which the pH value in the outgoing production solutions does not exceed 3-3.5.

Заявленный способ выщелачивания прошел испытания в лабораторных условиях.The claimed method of leaching was tested in laboratory conditions.

Пример 1Example 1

Выщелачивание проводили в перколяторе объемом 3800 см3. Плотность орошения - 300 дм3/т руды. Масса руды в перколяторе 3,68 кг. Время выщелачивания 450 суток. Химический, минералогический и фракционный состав руды приведен в таблицах 1, 2 и 3.Leaching was carried out in a percolator with a volume of 3800 cm 3 . The irrigation density is 300 dm 3 / t of ore. The mass of ore in the percolator is 3.68 kg. Leaching time 450 days. The chemical, mineralogical and fractional composition of the ore are shown in tables 1, 2 and 3.

Figure 00000002
Figure 00000002

Figure 00000003
Figure 00000003

Figure 00000004
Figure 00000004

Руду обрабатывали растворами серной кислоты концентрацией 15 г/дм3, для нейтрализации свободных оснований с получением кислых продукционных растворов, содержащих Ni и Со. Получаемые слабокислые растворы доукрепляли 6-8 раз серной кислотой до первоначальной концентрации (15 г/дм3) и вновь направляли на выщелачивание. В результате выщелачивания были получены при рН равной 1,2 высокожелезисто-магнезиальные продукционные растворы с содержанием, г/л: 9,97 Fe, 0,93 Ni, 0,037 Со, 8 Mg и 1,26 Мn.Ore was treated with sulfuric acid solutions with a concentration of 15 g / dm 3 to neutralize the free bases to obtain acidic production solutions containing Ni and Co. The resulting slightly acidic solutions were understaffed 6-8 times with sulfuric acid to the initial concentration (15 g / dm 3 ) and again sent for leaching. As a result of leaching, high-iron-magnesian production solutions with a content of, g / l: 9.97 Fe, 0.93 Ni, 0.037 Co, 8 Mg, and 1.26 Mn were obtained at pH 1.2.

Полученные растворы без предварительной очистки от примесей Fe и других металлов непригодны для переработки как экстракционными, так сорбционными и гидролитическими методами.The resulting solutions without preliminary purification from impurities of Fe and other metals are unsuitable for processing by both extraction, sorption and hydrolytic methods.

Пример 2Example 2

Выщелачиванию подвергалась руда того же состава, что и в предыдущем примере. Отличительной особенностью данного опыта было то, что плотность орошения была снижена с 300 г/дм3 до 70 г/дм3 с целью получения более концентрированных по никелю и кобальту растворов. Время выщелачивания 350 суток.The ore of the same composition as in the previous example was leached. A distinctive feature of this experiment was that the irrigation density was reduced from 300 g / dm 3 to 70 g / dm 3 in order to obtain more concentrated solutions of nickel and cobalt. Leaching time 350 days.

На начальной стадии руду выщелачивали до 10%-ного извлечения никеля (после каждого этапа отбирали пробу на химический анализ). При выщелачивании руды на данном этапе подавали растворы H2SO4 с концентрацией 15 г/дм3 и вновь направляли на выщелачивание 6-7 раз продукционные растворы без доукрепления серной кислотой с целью повышения содержания никеля и снижения концентрации железа. В результате при рН, равной 1,5, были получены растворы с меньшим содержанием железа и большей концентрацией по никелю, г/л: 7,31 Fe, 2,27 Ni, 0,098 Со, 16,24 Mg, 2,14 Mn.At the initial stage, the ore was leached to 10% nickel extraction (after each stage, a sample was taken for chemical analysis). During ore leaching at this stage, solutions of H 2 SO 4 with a concentration of 15 g / dm 3 were fed and production solutions were again leached 6-7 times without additional sulfuric acid in order to increase the nickel content and reduce the iron concentration. As a result, at a pH of 1.5, solutions were obtained with a lower iron content and a higher nickel concentration, g / l: 7.31 Fe, 2.27 Ni, 0.098 Co, 16.24 Mg, 2.14 Mn.

При дальнейшем выщелачивании (проводили в 3-4 этапа до 40-50%-го извлечения, после каждой стадии отбирали пробу на химический анализ) концентрацию H2SO4 снизили до 10 г/дм3, с получением при рН равной 2 растворов, содержащих, г/дм3: 2,4 Ni, 1,93 Fe, 0,127 Со, 21,23 Mg, 3,14 Mn.With further leaching (carried out in 3-4 stages up to 40-50% recovery, after each stage a sample was taken for chemical analysis) the concentration of H 2 SO 4 was reduced to 10 g / dm 3 , with obtaining at pH equal to 2 solutions containing g / dm 3 : 2.4 Ni, 1.93 Fe, 0.127 Co, 21.23 Mg, 3.14 Mn.

Данные растворы предполагается подавать на порцию свежей руды с целью удаления железа и увеличения концентрации никеля в растворе.These solutions are supposed to be fed to a portion of fresh ore in order to remove iron and increase the concentration of nickel in the solution.

Пример 3Example 3

Выщелачивание проводили при тех же условиях, что и в предыдущем примере. Выщелачивание вели в три стадии. На первой стадии руду выщелачивали до 10%-ного извлечения Ni, после каждого этапа отбирали пробу руды на химический анализ. При выщелачивании подавали растворы серной кислоты (15 г/дм3) и полученные растворы вновь подавали на выщелачивание без доукрепления. На второй стадии выщелачивание проводили до 40%-ного извлечения Ni растворами с концентрацией серной кислоты 10 г/дм3, а третью стадию проводили до 80%-ного извлечения Ni при пониженной концентрации серной кислоты 5 г/дм3 (рН~1-1,5).Leaching was carried out under the same conditions as in the previous example. Leaching was carried out in three stages. At the first stage, the ore was leached to 10% Ni extraction; after each stage, an ore sample was taken for chemical analysis. During leaching, sulfuric acid solutions (15 g / dm 3 ) were fed and the resulting solutions were again fed to leaching without further strengthening. In the second stage, leaching was carried out up to 40% Ni extraction with solutions with a sulfuric acid concentration of 10 g / dm 3 , and the third stage was carried out up to 80% Ni extraction with a reduced sulfuric acid concentration of 5 g / dm 3 (pH ~ 1-1 ,5).

На третьей стадии выщелачивания при концентрации H2SO4 в подаваемых растворах 5 г/дм3 концентрация железа в продукционных растворах снизилась до 0,01-0,03 г/дм3 и были получены безжелезистые растворы, г/дм3: 2,5 Ni; 0,09 Со; 0,02 Fe; 11,8 Mg; 2,43 Mn; 4,17 Al.In the third leaching stage, at a concentration of H 2 SO 4 in the feed solutions of 5 g / dm 3 , the iron concentration in the production solutions decreased to 0.01-0.03 g / dm 3 and iron-free solutions were obtained, g / dm 3 : 2.5 Ni; 0.09 Co; 0.02 Fe; 11.8 Mg; 2.43 Mn; 4.17 Al.

Извлечение никеля и кобальта из руды в раствор составило 80 и 100% соответственно, а расход кислоты составил 151,83 кг/т руды.The extraction of nickel and cobalt from the ore into the solution was 80 and 100%, respectively, and the acid consumption was 151.83 kg / t of ore.

Figure 00000005
Figure 00000005

Как видно из таблицы, заявленный нами способ извлечения никеля из окисленных никелевых руд по сравнению с прототипом (патент РФ №2430172, МПК С22В 23/00, С22В 3/08, опубл. 27.09.2011) позволяет примерно в два раза снизить расход кислоты на выщелачивание руды и получить практически безжелезистые растворы. Такие растворы без очистки их от примесей пригодны для дальнейшей переработки экстракционными, сорбционными, гидролитическими и другими способами.As can be seen from the table, the claimed method of extracting nickel from oxidized nickel ores in comparison with the prototype (RF patent No. 2430172, IPC C22B 23/00, C22B 3/08, publ. 09/27/2011) allows you to approximately halve the acid consumption by ore leaching and get almost iron-free solutions. Such solutions, without purifying them from impurities, are suitable for further processing by extraction, sorption, hydrolytic and other methods.

Claims (1)

Способ извлечения никеля из окисленных никелевых руд путем кучного выщелачивания никеля водным раствором серной кислоты, отличающийся тем, что выщелачивание проводят постадийно в три этапа, причем на первом этапе поддерживают концентрацию водного раствора серной кислоты 15 г/дм3 и выщелачивание ведут до 10% извлечения Ni из руды, на втором - концентрацию водного раствора серной кислоты поддерживают 10 г/дм3, а на третьем этапе выщелачивание проводят водным раствором серной кислоты с концентрацией 5 г/дм3.A method for extracting nickel from oxidized nickel ores by heap leaching of nickel with an aqueous solution of sulfuric acid, characterized in that the leaching is carried out step by step in three stages, and at the first stage, the concentration of an aqueous solution of sulfuric acid is 15 g / dm 3 and leaching leads to 10% Ni recovery from ore, in the second - the concentration of an aqueous solution of sulfuric acid is maintained at 10 g / dm 3 , and in the third stage, leaching is carried out with an aqueous solution of sulfuric acid with a concentration of 5 g / dm 3 .
RU2016111038A 2016-03-24 2016-03-24 Method of nickel extraction from oxide-bearing nickel ores RU2618595C1 (en)

Priority Applications (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
RU2016111038A RU2618595C1 (en) 2016-03-24 2016-03-24 Method of nickel extraction from oxide-bearing nickel ores

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
RU2016111038A RU2618595C1 (en) 2016-03-24 2016-03-24 Method of nickel extraction from oxide-bearing nickel ores

Publications (1)

Publication Number Publication Date
RU2618595C1 true RU2618595C1 (en) 2017-05-04

Family

ID=58697670

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
RU2016111038A RU2618595C1 (en) 2016-03-24 2016-03-24 Method of nickel extraction from oxide-bearing nickel ores

Country Status (1)

Country Link
RU (1) RU2618595C1 (en)

Cited By (4)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN119491097A (en) * 2024-12-26 2025-02-21 格林美香港国际物流有限公司 A gradient continuous leaching method for laterite nickel ore
RU2838963C1 (en) * 2023-08-25 2025-04-24 Корея Цинк Ко., Лтд. Method of producing aqueous solution of nickel sulphate from nickel-containing raw material
US12325894B2 (en) 2023-08-25 2025-06-10 Korea Zinc Co., Ltd. All-in-one nickel recovering method for nickel metal recovery from raw materials containing nickel
US12385108B2 (en) 2023-08-25 2025-08-12 Korea Zinc Co., Ltd. All-in-one nickel recovering method for nickel hydroxide recovery from raw materials containing nickel

Citations (8)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
GB1008196A (en) * 1961-07-24 1965-10-27 Politechnika Warszawska A method for obtaining nickel and cobalt from low-grade silicate ores or metallurgical waste
JPS50105506A (en) * 1973-11-05 1975-08-20
US3909249A (en) * 1973-11-14 1975-09-30 Ici Australia Ltd Process of selectively recovering nickel and cobalt
FR2424963A1 (en) * 1978-05-04 1979-11-30 Cato Research Corp PROCEDURE FOR RECOVERING MANGANESE, NICKEL AND COBALT METALS, FROM THEIR OXIDES
OA06316A (en) * 1978-08-07 1981-06-30 Uop Inc Hydrometallurgical process for metal recovery.
US5571308A (en) * 1995-07-17 1996-11-05 Bhp Minerals International Inc. Method for recovering nickel from high magnesium-containing Ni-Fe-Mg lateritic ore
RU2267547C1 (en) * 2004-11-16 2006-01-10 Дмитрий Борисович Басков Method for extracting of nickel and cobalt from nickel ores
RU2430172C1 (en) * 2010-03-16 2011-09-27 Дмитрий Борисович Басков Extraction method of nickel from oxidised nickel ores

Patent Citations (8)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
GB1008196A (en) * 1961-07-24 1965-10-27 Politechnika Warszawska A method for obtaining nickel and cobalt from low-grade silicate ores or metallurgical waste
JPS50105506A (en) * 1973-11-05 1975-08-20
US3909249A (en) * 1973-11-14 1975-09-30 Ici Australia Ltd Process of selectively recovering nickel and cobalt
FR2424963A1 (en) * 1978-05-04 1979-11-30 Cato Research Corp PROCEDURE FOR RECOVERING MANGANESE, NICKEL AND COBALT METALS, FROM THEIR OXIDES
OA06316A (en) * 1978-08-07 1981-06-30 Uop Inc Hydrometallurgical process for metal recovery.
US5571308A (en) * 1995-07-17 1996-11-05 Bhp Minerals International Inc. Method for recovering nickel from high magnesium-containing Ni-Fe-Mg lateritic ore
RU2267547C1 (en) * 2004-11-16 2006-01-10 Дмитрий Борисович Басков Method for extracting of nickel and cobalt from nickel ores
RU2430172C1 (en) * 2010-03-16 2011-09-27 Дмитрий Борисович Басков Extraction method of nickel from oxidised nickel ores

Cited By (6)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
RU2838963C1 (en) * 2023-08-25 2025-04-24 Корея Цинк Ко., Лтд. Method of producing aqueous solution of nickel sulphate from nickel-containing raw material
RU2841255C1 (en) * 2023-08-25 2025-06-05 Корея Цинк Ко., Лтд. Complex method of extracting nickel for extracting nickel oxide from raw materials containing nickel
US12325894B2 (en) 2023-08-25 2025-06-10 Korea Zinc Co., Ltd. All-in-one nickel recovering method for nickel metal recovery from raw materials containing nickel
US12385108B2 (en) 2023-08-25 2025-08-12 Korea Zinc Co., Ltd. All-in-one nickel recovering method for nickel hydroxide recovery from raw materials containing nickel
CN119491097A (en) * 2024-12-26 2025-02-21 格林美香港国际物流有限公司 A gradient continuous leaching method for laterite nickel ore
CN119491097B (en) * 2024-12-26 2025-09-16 格林美香港国际物流有限公司 A gradient continuous leaching method for laterite nickel ore

Similar Documents

Publication Publication Date Title
CN104831065B (en) Manganese cobalt high is than method that nickel cobalt in nickel cobalt manganese raw material with manganese separate
Kul et al. Recovery of germanium and other valuable metals from zinc plant residues
CN103421952B (en) Synergic extraction agent and method for selectively extracting nickel in acidic nickeliferous solution through synergic extraction agent
JP5334592B2 (en) Rare metal recovery method in zinc leaching process
CN101333599A (en) Oxidative pretreatment of high-arsenic complex and difficult-to-treat gold mines by arsenic-resistant bacteria-cyanide gold extraction method
RU2618595C1 (en) Method of nickel extraction from oxide-bearing nickel ores
CN109609768A (en) A kind of comprehensive utilization method of low-grade copper-containing cobalt sulfuric acid slag
CN104032130B (en) A kind of method of iron and nickel in precipitate and separate serpentine leach liquor
ATE405681T1 (en) METHOD FOR EXTRACTING NICKEL AND COBALT FROM LATERITE ORE
CN105523588A (en) Method for preparing high-purity iron oxide red
RU2740930C1 (en) Pyrite cinder processing method
CN101768662A (en) Utilization method of sulfur-containing magnetite
RU2623948C1 (en) Method of integrated treatment of pyrite cinders
CN109957649B (en) Method for preparing high-quality iron ore concentrate and cooperatively recovering copper and zinc from complex sulfur ore concentrate
CN108486365B (en) A method of the Enrichment Indium from the low material of zinc abstraction containing indium
CN106834698A (en) A kind of method of enriching and reclaiming indium in acid solution containing indium from low concentration
Zheng Optimization of separation processing of copper and iron of dump bioleaching solution by Lix 984N in Dexing Copper Mine
RU2336343C1 (en) Method of extraction metals out of complex ores, containing precious metals
CN106957955A (en) Handle the method and system of lateritic nickel ore
CN107541607A (en) A method for two-stage roasting-conversion treatment-cyanidation gold leaching of high-arsenic gold ore
RU2578881C2 (en) Treatment of zinc cakes
RU2413019C1 (en) Procedure for extraction of gold from refractory gold containing ore
CN109970105B (en) A method for cleaning and recovering iron in a hydrometallurgical zinc smelting process
RU2337162C1 (en) Method of processing of sulphide concentrates
CN109929996B (en) Selective bioleaching process for high-iron low-grade nickel sulfide ore