WO2007117169A1 - Method for processing oxidised nickel-cobalt ore - Google Patents
Method for processing oxidised nickel-cobalt ore Download PDFInfo
- Publication number
- WO2007117169A1 WO2007117169A1 PCT/RU2006/000169 RU2006000169W WO2007117169A1 WO 2007117169 A1 WO2007117169 A1 WO 2007117169A1 RU 2006000169 W RU2006000169 W RU 2006000169W WO 2007117169 A1 WO2007117169 A1 WO 2007117169A1
- Authority
- WO
- WIPO (PCT)
- Prior art keywords
- nickel
- cobalt
- ore
- processing
- granules
- Prior art date
- Legal status (The legal status 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 status listed.)
- Ceased
Links
Classifications
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B1/00—Preliminary treatment of ores or scrap
- C22B1/02—Roasting processes
- C22B1/06—Sulfating roasting
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B3/00—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes
- C22B3/20—Treatment or purification of solutions, e.g. obtained by leaching
- C22B3/42—Treatment or purification of solutions, e.g. obtained by leaching by ion-exchange extraction
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B1/00—Preliminary treatment of ores or scrap
- C22B1/14—Agglomerating; Briquetting; Binding; Granulating
- C22B1/24—Binding; Briquetting ; Granulating
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B23/00—Obtaining nickel or cobalt
- C22B23/005—Preliminary treatment of ores, e.g. by roasting or by the Krupp-Renn process
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B23/00—Obtaining nickel or cobalt
- C22B23/04—Obtaining nickel or cobalt by wet processes
- C22B23/0407—Leaching processes
- C22B23/0415—Leaching processes with acids or salt solutions except ammonium salts solutions
- C22B23/043—Sulfurated acids or salts thereof
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B23/00—Obtaining nickel or cobalt
- C22B23/04—Obtaining nickel or cobalt by wet processes
- C22B23/0453—Treatment or purification of solutions, e.g. obtained by leaching
- C22B23/0461—Treatment or purification of solutions, e.g. obtained by leaching by chemical methods
-
- 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
Definitions
- the invention relates to methods for the extraction of nickel and cobalt from ores and can be used in the processing of oxidized (lateritic) nickel and cobalt ores.
- pulp containing 45% of ore is heated with hot steam in heating columns, and then leached in a chain of four vapor lift autoclaves. Processing is carried out at a temperature of 240-25O 0 C (pressure of about 4.0 MPa).
- the resulting paste is dried at a temperature above HO 0 C, the dried paste is crushed to a particle size of 4.7-1.65 mm, calcined at a temperature of up to 700-750 0 C, sulfates are leached from the calcine and precipitated from a solution of nickel and cobalt sulfides. Ore samples with a content of 1.20-2.27% nickel and 0.03-0.26% cobalt were tested. An extraction of 85% nickel and 90% cobalt was obtained.
- the disadvantages of the method are the difficulty of preparing a mixture of ore with sulfuric acid for calcination (pulp ore in water, drying an acid paste, crushing the dried paste with a significant yield of product of substandard size), two thermal operations (drying and calcination) and, accordingly, an increase in the number of equipment, relatively low extraction of Nickel from rich oxidized ores, use for the deposition of metals from solutions of leaching of toxic hydrogen sulfide.
- the technical result of the proposed method is to ensure a high degree of extraction of Nickel and cobalt in commercial products.
- the technical result is achieved by the fact that according to the proposed method, the oxidized ore is dried, crushed and mixed in a granulator with sulfuric acid, the granules obtained are subsequently sulphated first and then calcined in a single stage in a counter-rotating tube furnace, nickel is leached from the calcined product with water and cobalt, after neutralization of the solution and precipitation of iron and aluminum, nickel and cobalt are sorbed on the ion exchanger and the metal-saturated ion exchanger is processed to produce nickel cobalt th concentrate.
- the solution is neutralized to a pH optimum for ion exchange in the range of 3.0-5.5 and sorbed nickel and cobalt from the resulting pulp.
- ion exchangers it is proposed to use pyridine hydroxyl ion exchangers, for example, HSV, or ion exchangers containing pyridinium nitrogen, for example, DO WEX XWS 4195 from DOW Chemical.
- the metal-saturated ion exchanger is washed with water and treated at 40-45 ° C with an aqueous solution of a mineral acid (sulfuric, hydrochloric) with a concentration of not more than Zn.
- a mineral acid sulfuric, hydrochloric
- the capacity of ion exchangers for nickel is, mg / g: HSV - 48.2; SUV XWS 4195 - 83.9.
- the highest degree of desorption (99%) was achieved with a concentration of sulfuric acid in a desorbing solution of 100-120 g / dm 3 and a temperature of 40-45 0 C.
- the nickel concentration in the commodity desorbate was 8-10 g / dm 3 for HSV and 15-16 g / dm 3 for DO WEX
- the technical efficiency of the proposed method for processing oxidized nickel ore is that as a result of using processes of mixing oxidized nickel ore with sulfuric acid in a granulator, solid-phase sulfatization of ore and calcining of granules, a good interaction of sulfuric acid and compounds of extracted valuable metals is ensured. Calcination of granules can drastically reduce the amount of iron passing into the solution during leaching. In turn, the sorption extraction of nickel and cobalt from pulps ensures the production of high-quality nickel-cobalt concentrate and minimizes the loss of these metals from the precipitation of iron hydroxide. Table 1 Effect of ore calcination temperature on metal recovery
Landscapes
- Chemical & Material Sciences (AREA)
- Engineering & Computer Science (AREA)
- Mechanical Engineering (AREA)
- Manufacturing & Machinery (AREA)
- Materials Engineering (AREA)
- Metallurgy (AREA)
- Organic Chemistry (AREA)
- Geochemistry & Mineralogy (AREA)
- Geology (AREA)
- General Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
- Environmental & Geological Engineering (AREA)
- Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
- Chemical Kinetics & Catalysis (AREA)
- General Chemical & Material Sciences (AREA)
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Abstract
Description
Способ переработки окисленной никелькобальтовой руды Method for processing oxidized nickel-cobalt ore
ОБЛАСТЬ ТЕХНИКИFIELD OF TECHNOLOGY
Изобретение относится к способам извлечения никеля и кобальта из руд и может быть использовано при переработке окисленных (латеритовых) никелевых и кобальтовых руд.The invention relates to methods for the extraction of nickel and cobalt from ores and can be used in the processing of oxidized (lateritic) nickel and cobalt ores.
УРОВЕНЬ ТЕХНИКИBACKGROUND
Известен способ автоклавного сернокислотного выщелачивания никеля и кобальта из окисленных руд [Резник И.Д.,There is a method of autoclave sulfuric acid leaching of nickel and cobalt from oxidized ores [Reznik ID,
Ермаков Г. Л., Шнеерсон Я.М. Никель. M.: ООО «Hayкa и технологию), 2001. T.2: Окисленные никелевые руды, стр.385-388].Ermakov G.L., Schneerson, Y.M. Nickel. M .: Hayka and Technology LLC, 2001. T.2: Oxidized Nickel Ores, pp. 385-388].
По этому способу, например, на заводе Моа Бей пульпу, содержащую 45% руды, подогревают в нагревательных колоннах острым паром, а затем выщелачивают в цепочке из четырех паролифтных автоклавов. Обработку ведут при температуре 240- 25O0C (давление около 4,0 МПа). Необходимую серную кислотуAccording to this method, for example, at the Moa Bay plant, pulp containing 45% of ore is heated with hot steam in heating columns, and then leached in a chain of four vapor lift autoclaves. Processing is carried out at a temperature of 240-25O 0 C (pressure of about 4.0 MPa). Essential Sulfuric Acid
(98%-нyю) в количестве примерно 240 кг/т руды подают в первый автоклав. Перемешивание в автоклавах осуществляют острым паром. Время выщелачивания - 1-2 часа, при этом в раствор переходит около 95% никеля и кобальта. Недостатки процесса - высокая стоимость аппаратуры для автоклавного выщелачивания, сложность эксплуатации автоклавов.(98%) in an amount of about 240 kg / t ore is fed to the first autoclave. Mixing in autoclaves is carried out with direct steam. Leaching time is 1-2 hours, while about 95% of nickel and cobalt passes into the solution. The disadvantages of the process are the high cost of equipment for autoclave leaching, the complexity of the operation of autoclaves.
Известен также способ извлечения никеля и кобальта из латеритовых руд- в результате их смешивания с серной кислотой, термической обработки смеси и последующего выщелачивания металлов из огарка [Zubrусkуj N., Еvапs D.J.I., Масkiw V.N. Рrеfеrепtiаl sulfаtiоп оf пikеl апd соbаlt iп lаtеritiс оrеs // Jоurпаl оf mеtаls. 1965. Мау. P.478-486]. По этому способу измельчённую до - 0,15 мм руду распульповывают в воде с получением пульпы с содержанием около 60% твёрдого материала. Затем пульпу смешивают в течение 15 мин с заданным количеством концентрированной серной кислоты. Полученную пасту сушат при температуре выше HO0C, высушенную пасту дробят до крупности 4,7-1,65 мм, обжигают при температуре до 700-7500C, выщелачивают из огарка сульфаты и осаждают из раствора сульфиды никеля и кобальта. Испытаны образцы руды с содержанием 1,20-2,27% никеля и 0,03-0,26% кобальта. Получено извлечение 85% никеля и 90% кобальта. Недостатки способа - сложность подготовки шихты руды с серной кислотой к прокалке (распульповка руды в воде, сушка кислой пасты, дробление высушенной пасты со значительным выходом продукта некондиционной крупности), проведение двух термических операций (сушка и прокалка) и, соответственно, увеличение количества оборудования, относительно невысокое извлечение никеля из богатых окисленных руд, использование для осаждения металлов из растворов выщелачивания токсичного сероводорода.There is also known a method for the extraction of nickel and cobalt from laterite ores - as a result of mixing them with sulfuric acid, heat treatment of the mixture and subsequent leaching of metals from the cinder [Zubruskuj N., Evapi DJI, Maskiw VN Refreptiul sulfatiopelpolitpolitpolitpolitpoltpoltpoltpoltpoltpoltpoltpoltpolta Of Metals. 1965. Mau. P.478-486]. According to this method, crushed ore to - 0.15 mm is pulped in water to obtain pulp with content of about 60% solid material. Then the pulp is mixed for 15 minutes with a predetermined amount of concentrated sulfuric acid. The resulting paste is dried at a temperature above HO 0 C, the dried paste is crushed to a particle size of 4.7-1.65 mm, calcined at a temperature of up to 700-750 0 C, sulfates are leached from the calcine and precipitated from a solution of nickel and cobalt sulfides. Ore samples with a content of 1.20-2.27% nickel and 0.03-0.26% cobalt were tested. An extraction of 85% nickel and 90% cobalt was obtained. The disadvantages of the method are the difficulty of preparing a mixture of ore with sulfuric acid for calcination (pulp ore in water, drying an acid paste, crushing the dried paste with a significant yield of product of substandard size), two thermal operations (drying and calcination) and, accordingly, an increase in the number of equipment, relatively low extraction of Nickel from rich oxidized ores, use for the deposition of metals from solutions of leaching of toxic hydrogen sulfide.
Наиболее близким к предложенному является способ переработки окисленной никелькобальтовой руды, в соответствии с которым гранулируют руду с серной кислотой, переводят в раствор растворимые сульфаты, полученные гранулы сульфатирузиют при температуре 200-2500C и затем прокаливают при температуре 650- 7000C, из прокаленных гранул выщелачивали водой никель и кобальт (патент РФ JY22245933, опубл. 10.02.2005). Способ обеспечивает высокую степень извлечения никеля и кобальта из окисленной руды в раствор, однако не предусматривает обеспечения высокой степени извлечения никеля и кобальта в товарную продукцию. СУЩНОСТЬ ИЗОБРЕТЕНИЯClosest to the proposed method is the processing of oxidized nickel-cobalt ore, according to which the ore is granulated with sulfuric acid, soluble sulfates are transferred into solution, the obtained granules are sulfated at a temperature of 200-250 0 C and then calcined at a temperature of 650-700 0 C, from calcined the granules were leached with water nickel and cobalt (RF patent JY22245933, publ. 02/10/2005). The method provides a high degree of extraction of nickel and cobalt from oxidized ore into the solution, but does not provide for a high degree of extraction of nickel and cobalt in commercial products. SUMMARY OF THE INVENTION
Техническим результатом предлагаемого способа является обеспечение высокой степени извлечения никеля и кобальта в товарную продукцию. Технический результат достигается тем, что согласно предлагаемому способу окисленную руду сушат, измельчают и смешивают в грануляторе с серной кислотой, полученные гранулы последовательно сначала сульфатизируют, а затем прокаливают в одну стадию в работающей в режиме противотока трубчатой вращающейся печи, из прокаленного продукта водой выщелачивают никель и кобальт, после нейтрализации раствора и осаждения железа и алюминия сорбируют на ионит никель и кобальт и перерабатывают насыщенный металлами ионит с получением никелькобальтового концентрата. Нейтрализацию раствора ведут до оптимальной для работы ионита рН в интервале его значений 3,0-5,5 и сорбируют никель и кобальт из полученной пульпы.The technical result of the proposed method is to ensure a high degree of extraction of Nickel and cobalt in commercial products. The technical result is achieved by the fact that according to the proposed method, the oxidized ore is dried, crushed and mixed in a granulator with sulfuric acid, the granules obtained are subsequently sulphated first and then calcined in a single stage in a counter-rotating tube furnace, nickel is leached from the calcined product with water and cobalt, after neutralization of the solution and precipitation of iron and aluminum, nickel and cobalt are sorbed on the ion exchanger and the metal-saturated ion exchanger is processed to produce nickel cobalt th concentrate. The solution is neutralized to a pH optimum for ion exchange in the range of 3.0-5.5 and sorbed nickel and cobalt from the resulting pulp.
ПРИМЕР ПРЕДПОЧТИТЕЛЬНОЙ РЕАЛИЗАЦИИ ИЗОБРЕТЕНИЯ Пример 1EXAMPLE OF PREFERRED EMBODIMENTS OF THE INVENTION Example 1
Окисленную никелевую руду с содержанием никеля 0,70 иOxidized nickel ore with a nickel content of 0.70 and
1,25% высушили, измельчили до крупности 100% -0,15 мм и смешали на чашевом грануляторе с серной кислотой при расходе последней 0,47-0,52 т/т руды. Последовательно операции сульфатизации и прокалки прорводили, помещая пробы загранулированной смеси в муфельную печь при комнатной температуре и нагревая её до заданной в пределах 650-8000C. Время термообработки - 4,5 часа. Прокаленный продукт выщелачивали водой в течение 1 часа при температуре 700C и T:Ж = 1 :1, операцию повторяли 3 раза, после каждой отделяли раствор, после последнего выщелачивания гранулы промыли водой. Объединённый раствор проанализировали. Полученные данные приведены в табл.1.1.25% was dried, crushed to a particle size of 100% -0.15 mm and mixed on a bowl granulator with sulfuric acid at a flow rate of 0.47-0.52 t / t ore. Successively, sulfatization and calcination operations were carried out by placing samples of the granulated mixture in a muffle furnace at room temperature and heating it to a predetermined value within 650-800 0 C. The heat treatment time was 4.5 hours. Calcined product was leached with water for 1 hour at a temperature of 70 0 C and T: W = 1: 1, the operation was repeated 3 times, after each solution was separated, after the last leaching, the granules were washed with water. The combined solution was analyzed. The data obtained are given in table 1.
Как видно из табл.l, при данных параметрах переработки и максимальных температурах прокалки 700-7500C для испытанных двух проб достигнуто одинаково высокое извлечение никеля в раствор. Пример 2As can be seen from Table l, for these processing parameters and maximum calcination temperatures of 700–750 ° C, the same high nickel recovery in solution was achieved for the two samples tested. Example 2
Окисленную никелевую руду с содержанием, %, 1,25 Ni; 0,44Oxidized nickel ore with a content,%, 1.25 Ni; 0.44
Со; 17,9 Fe смешали на чашевом грануляторе с серной кислотой при расходе последней 0,47 т/т руды. Полученные гранулы обработали в трубчатой вращающейся печи в течение 3,5 часов, а затем выщелачивали водой при соотношении T:Ж = 1 :1 три раза в течение 1 часа, растворы объединили и проанализировали. Результаты проведенных экспериментов приведены в таблице 2.Co; 17.9 Fe was mixed in a bowl granulator with sulfuric acid at a flow rate of 0.47 t / t ore. The obtained granules were processed in a tubular rotary kiln for 3.5 hours, and then leached with water at a ratio of T: W = 1: 1 three times for 1 hour, the solutions were combined and analyzed. The results of the experiments are shown in table 2.
В данном примере наилучшие результаты по извлечению никеля в раствор при выщелачивании получены при температуре прокалки 65O0C. Дальнейшее повышение температуры (до 7000C) приводит к более полному разложению сульфата железа и, по- видимому, частичному экранированию соединений никеля. В результате наблюдается некоторое снижение извлечения никеля, однако снижение количества железа, переходящего в раствор при выщелачивании никеля и кобальта, приводит к получению гранул более устойчивых к разрушению при выщелачивании никеля и кобальта. Перед сорбцией никеля и кобальта из сернокислых растворов необходимо перевести в осадок содержащееся в растворе железо. Для этого можно нейтрализовать раствор, например, известняком или оксидом кальция. Экспериментальные данные показывают, что эффективность действия указанных реагентов имеет существенное различие (табл.З), проявляющееся в различной степени соосаждения с железом никеля (соответственно, 5,3 и 9,4%) и алюминия (96,4 и 99,5%).In this example, the best results for the extraction of nickel into the solution by leaching were obtained at a calcination temperature of 65O 0 C. A further increase in temperature (up to 700 0 C) leads to a more complete decomposition of iron sulfate and, apparently, partial screening of nickel compounds. As a result, there is a slight decrease in nickel extraction, however, a decrease in the amount of iron passing into the solution during leaching of nickel and cobalt leads to granules more resistant to destruction during leaching of nickel and cobalt. Before sorption of nickel and cobalt from sulfuric acid solutions, the iron contained in the solution must be precipitated. To do this, you can neutralize the solution, for example, with limestone or calcium oxide. Experimental data show that the effectiveness of the indicated reagents has a significant difference (Table 3), which manifests itself in varying degrees of coprecipitation with nickel iron (5.3 and 9.4%, respectively) and aluminum (96.4 and 99.5%) .
При увеличении рН выше 3,5 количество переходящих в осадок металлов возрастает как за счёт их соосаждения с железом, так и за счёт достижения рН собственного осаждения. Например, при осаждении железа из приведенного в табл.З исходного раствора его нейтрализацией оксидом кальция до рН 5, содержание в растворе железа снижается до 0,38; никеля - до 1,38 (т.е. на 18,8%); алюминия - до 0,006 г/дм3.With an increase in pH above 3.5, the amount of metals passing into the precipitate increases both due to their coprecipitation with iron and due to the achievement of the pH of intrinsic precipitation. For example, when iron is precipitated from the initial solution given in Table 3 by neutralizing it with calcium oxide to pH 5, the iron content in the solution decreases to 0.38; nickel - up to 1.38 (i.e. 18.8%); aluminum - up to 0.006 g / dm 3 .
Минимизировать потери никеля и кобальта с осадком железа позволяет использование процесса сорбции этих металлов из пульпы, для чего полученную после нейтрализации пульпу при постоянных рН и температуре контактируют с ионитом в противоточном режиме. В качестве ионитов предлагается использовать пиридингидроксильные иониты, например, ВПГ, или иониты, содержащие пиридиниевый азот, например, ДО WEX XWS 4195 фирмы DOW Сhеmiсаl.The use of the process of sorption of these metals from the pulp allows minimizing the losses of nickel and cobalt with the iron precipitate, for which the pulp obtained after neutralization at constant pH and temperature is contacted with the ion exchanger in countercurrent mode. As ion exchangers, it is proposed to use pyridine hydroxyl ion exchangers, for example, HSV, or ion exchangers containing pyridinium nitrogen, for example, DO WEX XWS 4195 from DOW Chemical.
После сорбционного извлечения никеля и кобальта из сульфатного раствора насыщенный металлами ионит отмывают водой и обрабатывают при 40-450C водным раствором минеральной кислоты (серной, соляной) с концентрацией не более Зн. Полученные концентрированные никелькобальтовые растворы направляют на осаждение карбонатов или гидроксидов.After sorption extraction of nickel and cobalt from the sulfate solution, the metal-saturated ion exchanger is washed with water and treated at 40-45 ° C with an aqueous solution of a mineral acid (sulfuric, hydrochloric) with a concentration of not more than Zn. The obtained concentrated nickel-cobalt solutions are directed to the precipitation of carbonates or hydroxides.
Пример 3 Сорбцию никеля и кобальта из нейтрализованной пульпы с рН = 5,0-5,5 вели при механическом перемешивании, T:Ж = 1 :5, загрузке ВПГ в H+ZSO4 2" в форме 30% к объёму пульпы. Полученные результаты приведены в тaбл.4.Example 3 Sorption of Nickel and cobalt from neutralized pulp with pH = 5.0-5.5 was carried out with mechanical stirring, T: W = 1: 5, loading HSV in H + ZSO 4 2 " in the form of 30% by volume of pulp. Obtained the results are given in table 4.
Таким образом, в присутствии ионита извлечение из пульпы (жидкой и твёрдой фаз) составило 97,6% никеля и 99,2% кобальта.Thus, in the presence of ion exchanger recovery from pulp (liquid and solid phases) amounted to 97.6% nickel and 99.2% cobalt.
Аналогичные результаты по извлечению никеля и кобальта из нейтрализованной пульпы получены и при использовании ионитаSimilar results for the extraction of nickel and cobalt from neutralized pulp were obtained using ion exchanger.
ДО WEX XWS 4195 фирмы DOW Сhеmiсаl. Однако в этом случае процесс проводится при более низком значении рН = 3,0-3,5, что позволяет снизить расход нейтрализатора (CaCO3) на 10-12%.UP TO WEX XWS 4195 from DOW Chemical. However, in this case, the process is carried out at a lower pH = 3.0-3.5, which reduces the consumption of the catalyst (CaCO 3 ) by 10-12%.
Емкость ионитов по никелю составляет, мг/г: ВПГ - 48,2; ДОWЕХ XWS 4195 - 83,9.The capacity of ion exchangers for nickel is, mg / g: HSV - 48.2; SUV XWS 4195 - 83.9.
Обработка ионитов, насыщенных никелем и кобальтом, водными растворами минеральных кислот, например, серной, позволяет сконцентрировать металлы в виде раствора сульфатов, удобного для получения карбонатного концентрата известным способом. Полнота десорбции никеля и кобальта и степень их концентрирования зависят от концентрации кислоты и температуры процесса. Пример 4.The treatment of ion exchangers saturated with nickel and cobalt with aqueous solutions of mineral acids, for example sulfuric, allows the metals to be concentrated in the form of a sulfate solution suitable for producing carbonate concentrate in a known manner. The completeness of the desorption of nickel and cobalt and the degree of their concentration depend on the acid concentration and the process temperature. Example 4
Раствором серной кислоты обработан ионит, насыщенный никелем и кобальтом в условиях, указанных в примере 3. десорбцию металлов провели в динамических условиях, объём товарного десорбата составил 1,7-2,0 объёма к объёму ионита.A solution of sulfuric acid treated ion exchange resin saturated with Nickel and cobalt under the conditions specified in example 3. metal desorption was carried out under dynamic conditions, the volume of commodity desorbate was 1.7-2.0 volume to the volume of ion exchanger.
Наибольшая полнота десорбции (99%) достигнута при концентрации серной кислоты в десорбирующем растворе 100-120 г/дм3 и температуре 40-450C. Концентрация никеля в товарном десорбате составила 8-10 г/дм3 для ВПГ и 15-16 г/дм3 для ДО WEXThe highest degree of desorption (99%) was achieved with a concentration of sulfuric acid in a desorbing solution of 100-120 g / dm 3 and a temperature of 40-45 0 C. The nickel concentration in the commodity desorbate was 8-10 g / dm 3 for HSV and 15-16 g / dm 3 for DO WEX
XWS 4195.XWS 4195.
Из товарных десорбатов осадили карбонатный концентратCarbonate concentrate precipitated from commercial desorbates
15%-ным раствором кальцинированной соды при температуре 70- 8O0C. Полученный концентрат отфильтровали, промыли и высушили. В расчёте на вес сухого продукта он содержал, %: 38-4515% solution of soda ash at a temperature of 70-8O 0 C. The resulting concentrate was filtered, washed and dried. Based on the weight of the dry product, it contained,%: 38-45
Ni; 0,08-0,1 Со; 2,0-2,8 Fe; 1,0-1,1 Al; 0,4-0,5 Mg.Ni; 0.08-0.1 Co; 2.0-2.8 Fe; 1.0-1.1 Al; 0.4-0.5 Mg.
Техническая эффективность предлагаемого способа переработки окисленной никелевой руды заключается в том, что в результате использования процессов смешивания окисленной никелевой руды с серной кислотой в грануляторе, твердофазной сульфатизации руды и прокалки гранул обеспечивается хорошее взаимодействие серной кислоты и соединений извлекаемых ценных металлов. Прокалка гранул позволяет резко снизить количество железа, переходящего в раствор при выщелачивании. В свою очередь сорбционное извлечение никеля и кобальта из пульп обеспечивает получение высококачественного никелькобальтового концентрата, сводит к минимуму потери этих металлов с осадком гидроксида железа. Таблица 1 Влияние температуры обжига руды на извлечение металловThe technical efficiency of the proposed method for processing oxidized nickel ore is that as a result of using processes of mixing oxidized nickel ore with sulfuric acid in a granulator, solid-phase sulfatization of ore and calcining of granules, a good interaction of sulfuric acid and compounds of extracted valuable metals is ensured. Calcination of granules can drastically reduce the amount of iron passing into the solution during leaching. In turn, the sorption extraction of nickel and cobalt from pulps ensures the production of high-quality nickel-cobalt concentrate and minimizes the loss of these metals from the precipitation of iron hydroxide. Table 1 Effect of ore calcination temperature on metal recovery
Таблица 2 Результаты последовательного выщелачивания гранулTable 2 The results of the sequential leaching of granules
Таблица 3 Table 3
Осаждение гидроксида железа рН растворов после осаждения - 3,5-3,7Precipitation of iron hydroxide pH of solutions after precipitation - 3.5-3.7
Таблица 4Table 4
исходная пульпа source pulp
Claims
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| PCT/RU2006/000169 WO2007117169A1 (en) | 2006-04-07 | 2006-04-07 | Method for processing oxidised nickel-cobalt ore |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| PCT/RU2006/000169 WO2007117169A1 (en) | 2006-04-07 | 2006-04-07 | Method for processing oxidised nickel-cobalt ore |
Publications (1)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| WO2007117169A1 true WO2007117169A1 (en) | 2007-10-18 |
Family
ID=38581370
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| PCT/RU2006/000169 Ceased WO2007117169A1 (en) | 2006-04-07 | 2006-04-07 | Method for processing oxidised nickel-cobalt ore |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| WO (1) | WO2007117169A1 (en) |
Cited By (1)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| RU2694188C1 (en) * | 2018-12-10 | 2019-07-09 | Публичное акционерное общество "Мечел" | Processing method of oxidised nickel-cobalt ore |
Citations (2)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| US4410498A (en) * | 1980-11-05 | 1983-10-18 | Falconbridge Nickel Mines Limited | Acid leaching of nickel from serpentinic laterite ores |
| RU2245933C1 (en) * | 2003-07-28 | 2005-02-10 | ООО "Геовест" | Method for reprocessing of oxidized nickel-cobalt ore |
-
2006
- 2006-04-07 WO PCT/RU2006/000169 patent/WO2007117169A1/en not_active Ceased
Patent Citations (2)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| US4410498A (en) * | 1980-11-05 | 1983-10-18 | Falconbridge Nickel Mines Limited | Acid leaching of nickel from serpentinic laterite ores |
| RU2245933C1 (en) * | 2003-07-28 | 2005-02-10 | ООО "Геовест" | Method for reprocessing of oxidized nickel-cobalt ore |
Non-Patent Citations (1)
| Title |
|---|
| LEBEDEVA K.B.: "Ionity v tsvetnoi metallurgii, pod redaktsiei", M., METALLURGIYA, 1975, pages 235 * |
Cited By (1)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| RU2694188C1 (en) * | 2018-12-10 | 2019-07-09 | Публичное акционерное общество "Мечел" | Processing method of oxidised nickel-cobalt ore |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| CN100410399C (en) | Process for the recovery of nickel and cobalt from laterite ores by reaction with concentrated acid and water leaching | |
| CN112095003B (en) | Method for recycling various valuable metals and acid-base double-medium regeneration cycle from laterite-nickel ore | |
| AP1355A (en) | A method for isolation and production of magnesium metal, magnesium chloride, magnesite and magnesium based products. | |
| JP5478018B2 (en) | Accelerated acid leaching method for laterite ore | |
| FI121180B (en) | A method for treating nickel plater ore | |
| CN102321812B (en) | Method for comprehensive utilization of laterite nickel ore | |
| AU2009262352A1 (en) | Iron precipitation | |
| US5393320A (en) | Leaching process for nickel cobalt and manganese ores | |
| JP2009510258A (en) | Method for leaching laterite ore at atmospheric pressure | |
| CA2917359A1 (en) | Alkaline and acid pressure oxidation of precious metal-containing materials | |
| CN101760637B (en) | Leaching technology of magnesium-containing ore | |
| Kusumaningrum et al. | Characterization of Sumbawa manganese ore and recovery of manganese sulfate as leaching products | |
| RU2287597C2 (en) | Method of reprocessing of the oxygenated nickel-cobalt ores | |
| CA1041304A (en) | Process for recovering valuable metals from sulfate solutions | |
| CN106566933B (en) | A method of cobalt content in the mixing slag in being produced for reducing nickel sulfate | |
| WO2007117169A1 (en) | Method for processing oxidised nickel-cobalt ore | |
| CN102220483B (en) | Two-stage roasting treatment method for laterite nickel ore | |
| RU2245933C1 (en) | Method for reprocessing of oxidized nickel-cobalt ore | |
| AU2009200702B2 (en) | Acid recovery | |
| US20110174113A1 (en) | Acid Recovery | |
| CN113699368B (en) | Method for extracting low-temperature polymetallic from oxidized minerals by using citric acid | |
| RU2393250C1 (en) | Procedure for processing oxidised nickel-, cobalt-, iron-, and magnesium-containing ore | |
| RU2756326C2 (en) | Method for processing oxidized nickel-cobalt ore | |
| RU2245932C1 (en) | Method for nickel and other metal recovery from oxidized ore | |
| AU659359B2 (en) | Leaching process for nickel, cobalt and manganese ores |
Legal Events
| Date | Code | Title | Description |
|---|---|---|---|
| 121 | Ep: the epo has been informed by wipo that ep was designated in this application |
Ref document number: 06812885 Country of ref document: EP Kind code of ref document: A1 |
|
| NENP | Non-entry into the national phase |
Ref country code: DE |
|
| 122 | Ep: pct application non-entry in european phase |
Ref document number: 06812885 Country of ref document: EP Kind code of ref document: A1 |