CN101736149A - 含镍残积矿的浸出方法 - Google Patents
含镍残积矿的浸出方法 Download PDFInfo
- Publication number
- CN101736149A CN101736149A CN200810225894A CN200810225894A CN101736149A CN 101736149 A CN101736149 A CN 101736149A CN 200810225894 A CN200810225894 A CN 200810225894A CN 200810225894 A CN200810225894 A CN 200810225894A CN 101736149 A CN101736149 A CN 101736149A
- Authority
- CN
- China
- Prior art keywords
- eluvial
- eluvial ore
- leaching
- ore
- nickel
- 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.)
- Pending
Links
Images
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
本发明提供了一种含镍残积矿的浸出方法,包括以下步骤:将含镍残积矿分为高铁残积矿和高镁残积矿;将所述高铁残积矿与酸混合进行酸浸,得到高铁残积矿浸出浆液;向所述高铁残积矿浸出浆液中加入沉矾剂,以便所述高铁残积矿浸出浆液中溶解的三价铁以铁矾的形式沉淀出;将所述高镁残积矿加入到所述高铁残积矿浸出浆液中进行酸浸,以得到高镁残积矿浸出浆液;以及对所述高镁残积矿浸出浆液进行固液分离以得到浸出渣和含有可溶性镍盐的浸出液。通过本发明的含镍残积矿的浸出方法,将部分含镍高镁矿石作为中和剂,降低了浸出含镍残积矿石硫酸的消耗,节约了中和剂的用量。
Description
技术领域
本发明涉及湿法冶炼工艺,尤其是,本发明涉及含镍残积矿的酸浸出方法。
背景技术
根据氧化镍矿地质成因,矿层从上到下一般分为褐铁矿层、过渡层和腐泥土层。其中褐铁矿层一般含铁高、含镁低,适合于使用高压浸出技术进行处理。过渡层含镍和含镁都有上升,适合使用高压浸出或还原氨浸工艺处理。腐泥土层中虽然含镍比较高,但同时含镁也很高,这一矿层一般使用火法工艺冶炼镍铁或镍硫。
中国专利申请CN101001964A公开了一种用于浸出含有褐铁矿和腐泥土的红土矿的方法。其包括向褐铁矿浆中加入足够的无机酸并在大气压下浸出以溶解大部分的可溶性铁。加入腐泥土后将浆料进一步在高于标准沸点的温度下、高于大气压的压力下浸出一段足以浸出腐泥土中所含的大部分镍并沉淀出溶液中大部分铁的时间。然后,降低浆料的压力,并随后通过溶剂萃取、矿浆树脂或其他离子交换、硫化物或氢氧化物沉淀或其他回收方法从浸出溶液中回收镍和/或钴。在该方法中,含镍残积矿硫酸常压浸出时,浸出条件下有价金属镍、钴溶解的同时,矿石中含有的铁、镁等杂质元素亦被浸出,浸出液中除含有大量游离酸外,铁含量也很高。传统上,通常使用石灰石中和游离酸和铁沉淀所析出的酸,因此不仅导致消耗大量的硫酸和石灰石,残渣的量也很大。
发明内容
本发明旨在至少解决现有技术中的上述问题之一。
为此,本发明的一个目的在于提出一种降低含镍残积矿石浸出所用硫酸量和中和剂的量的含镍残积矿的浸出方法。
根据本发明实施例的含镍残积矿的浸出方法,包括以下步骤:
将含镍残积矿分为高铁残积矿和高镁残积矿;
将所述高铁残积矿与酸混合进行酸浸,得到高铁残积矿浸出浆液;
向所述高铁残积矿浸出浆液中加入沉矾剂和所述高镁残积矿,以便对高镁残积矿进行酸浸,且所述高铁残积矿浸出浆液中溶解的三价铁以铁矾的形式沉淀出并得到高镁残积矿浸出浆液;以及
对所述高镁残积矿浸出浆液进行固液分离以得到浸出渣和含有可溶性镍盐的浸出液。
根据该实施例的含镍残积矿的浸出方法,在除铁技术条件下,将部分含镍高镁矿石作为中和剂,达到了从溶液中除铁的目的,同时将含镍高镁矿种的有价组分钴、镍有效浸出,从而降低了浸出含镍残积矿石硫酸的消耗,节约了中和剂的用量。
另外,根据本发明实施例的含镍残积矿的浸出方法,还具有如下附加技术特征:
在本发明的一个实施例中,所述沉矾剂选自包括Na+、K+或NH4 +的硫酸盐,Na+、K+或NH4 +的盐酸盐,Na+、K+或NH4 +的硝酸盐,Na+、K+或NH4 +的碳酸盐,Na+、K+或NH4 +的碳酸氢盐,Na+、K+或NH4 +的氢氧化物,及其组合的组。根据该实施例的含镍残积矿的浸出方法,能够提高铁矾的生成效率,提高含有可溶性镍盐的浸出液中镍的含量。在本发明的一个实施例中,将所述沉矾剂以水溶液的形式加入到所述高铁残积矿浸出浆液中。根据该实施例的含镍残积矿的浸出方法,能够进一步提高铁矾的生成效率。
在本发明的一个实施例中,在向所述高铁残积矿浸出浆液中加入沉矾剂之前向所述高铁残积矿浸出浆液中加入作为晶种的铁矾。根据该实施例的含镍残积矿的浸出方法,可以促进铁矾沉淀形成较大的晶体,便于后续的分离。
在本发明的一个实施例中,将所述高铁残积矿调成矿浆的形式与所述酸混合进行酸浸,且将所述高镁残积矿调成矿浆的形式加入到所述高铁残积矿浸出浆液中进行酸浸。根据该实施例的含镍残积矿的浸出方法,能够提高高铁残积矿和高镁残积矿的浸出效率。
在本发明的一个实施例中,所述酸浸为常压硫酸浸出。根据该实施例的含镍残积矿的浸出方法,能够提高高铁残积矿和高镁残积矿的浸出效率,并且能够降低生产成本。
在本发明的一个实施例中,进一步包括所述高铁残积矿的酸浸是在温度大于等于60℃的条件下进行的。根据该实施例的含镍残积矿的浸出方法,能够进一步提高高铁残积矿的浸出效率。
在本发明的一个实施例中,所述高镁残积矿的酸浸是在85℃-110℃的范围内进行的。根据该实施例的含镍残积矿的浸出方法,能够进一步提高高镁残积矿的浸出效率。
在本发明的一个实施例中,进一步包括将所述高铁残积矿和高镁残积矿分别磨成粒度不大于100目的部分占至少80%。根据该实施例的含镍残积矿的浸出方法,能够可以进一步提高高铁残积矿和高镁残积矿的浸出效率。
在本发明的一个实施例中,进一步包括向所述高镁残积矿浸出浆液加入石灰石、生石灰、熟石灰中的任一种或它们的组合,以中和高镁残积矿浸出浆液中的残酸。根据该实施例的含镍残积矿的浸出方法,能够降低浸出浆液中酸的含量,便于利用浸出浆液进行后续处理,并且减少后续处理中浓度过高的酸对设备的损害。
在本发明的一个实施例中,所述高镁残积矿浸出浆液中的游离酸含量为5g/L-10g/L。根据该实施例的含镍残积矿的浸出方法,能够更好地促使三价铁以铁矾的形式沉淀出。
本发明附加的方面和优点将在下面的描述中部分给出,部分将从下面的描述中变得明显,或通过本发明的实践了解到。
附图说明
图1是根据本发明实施例的含镍残积矿的浸出流程的示意图;
图2是根据本发明另一实施例的含镍残积矿的浸出流程的示意图;
图3是根据本发明另一实施例的含镍残积矿的浸出流程的示意图。
具体实施方式
下面详细描述本发明的实施例,所述实施例的示例在附图中示出,下面通过参考附图描述的实施例是示例性的,仅用于解释本发明,而不能解释为对本发明的限制。
本领域的普通技术人员可以理解,“高镁残积矿”是指镁含量较高的含镍残积矿,例如镁含量通常大于大约10%的含镍残积矿,“高铁残积矿”是指铁含量较高的含镍残积矿,例如,铁含量通常大于大约8%的含镍残积矿。
下面参考图1描述根据本发明一个实施例的含镍残积矿的浸出方法。
首先,将含镍残积矿分为高铁残积矿和高镁残积矿。接着,将高铁残积矿与酸例如硫酸(参考图3)混合进行酸浸,得到高铁残积矿浸出浆液,其中浸出过程中的主要反应是:
NiO+H2SO4→NiSO4+H2O
2FeOOH+3H2SO4→Fe2(SO4)3+4H2O
MgO+H2SO4→MgSO4+H2O;
然后,向高铁残积矿浸出浆液中加入沉矾剂,例如硫酸钠(参考图3),并将高镁残积矿加入到高铁残积矿浸出浆液中(需要理解的是,沉矾剂和高镁残积矿加入到高铁残积矿浸出浆液中的顺序没有限制,二者可以先后加入,也可以同时加入),以便高铁残积矿浸出浆液中溶解的三价铁以铁矾的形式沉淀出(即沉矾除三价铁),并得到高镁残积矿浸出浆液;主要反应(沉矾除铁和高镁残积矿浸出反应)如下:
3Fe2(SO4)3+Na2SO4→2NaFe3(SO4)2(OH)6+6H2SO4;
H2SO4+NiO→NiSO4+H2O
MgO+H2SO4→MgSO4+H2O;
最后,对高镁残积矿浸出浆液进行固液分离以得到浸出渣和含有可溶性镍盐的浸出液。
对于将待处理的含镍残积矿石分成含铁高的高铁残积矿和高镁残积矿,本领域技术人员可以采用任何已知的方法和已知的矿石制备系统对含镍残积矿石进行区分和分离,例如根据高铁残积矿和高镁残积矿的粒径的差异进行区分。为了获得较好的浸出效果,在本发明的一个实施例中,将高铁残积矿和高镁残积矿分别磨成粒度不大于100目的部分占至少80%。如果粒度过低,可能导致成本的大幅度提高。如果粒度过大,则会导致浸出效率的显著降低。
在本发明的一个实施例中,采用硫酸对高铁残积矿进行常压浸出,这样可以提高浸出效率,并且由于硫酸是容易获得的,因此可以降低生产成本。同时采用浓硫酸可以利用浓硫酸在稀释以及浸出反应所所放出的热量,来维持反应体系的温度,而不需要或者减少对外部加热设备的需求,进一步降低了生产成本。另外,由于是常压浸出,因此对设备的耐压要求不高,降低了生产成本。
在本发明的一个实施例中,含镍残积矿中还含有钴,因此,在高铁残积矿的浸出过程中还会发生反应:
CoO+H2SO4→CoSO4+H2O。
在本发明的一个实施例中,在高铁残积矿浸出的过程中,浸出反应体系的温度控制在90℃以上,持续1-4个小时。这样可以使得浸出反应速度得到提高,同时提高了有价金属的浸出效率。为了能够进一步提高浸出效率,维持浸出液中游离酸的含量为10-60g/L,这样能够使得矿石中80-95%的有价金属(镍以及可能含有的钴)被浸出,同时矿石中大部分的铁和镁也被浸出。
参考图2,为了进一步提高浸出效率,在本发明的一个实施例中,可以将所述高铁残积矿调制成矿浆,然后与酸混合,进行酸浸以得到高铁残积矿浸出浆液。例如,高铁残积矿浆中的固体含量为15(重量)%-45(重量)%,如果固体含量过高,则会导致粘度高,不利于后期处理;如果固含量过低,会导致有效处理量过低,进而相应提高了生产成本。同样,为了进一步提高浸出效率,也可以将所述高镁残积矿调制成矿浆,然后再加入到所述高铁残积矿浸出浆液中。
在对高铁残积矿进行酸浸之后,向所得到的高铁残积矿浸出浆液中加入沉矾剂以便所述高铁残积矿浸出浆液中溶解的三价铁以铁矾的形式沉淀出。沉矾剂可以选自包括Na+、K+或NH4 +的硫酸盐,Na+、K+或NH4 +的盐酸盐,Na+、K+或NH4 +的硝酸盐,Na+、K+或NH4 +的碳酸盐,Na+、K+或NH4 +的碳酸氢盐,Na+、K+或NH4 +的氢氧化物,及其组合的组。由于这些沉矾剂都是容易获得的,并且能够有效地进行沉矾反应,因此可以降低生产成本。在本发明的一个实施例中采用非常容易获得的硫酸钠作为沉矾剂。上面描述了在高铁残积矿浸出后的高铁浸出矿浆中加入沉矾剂,然后再加入高镁残积矿,然而本发明并不限于此,例如可以同时加入高镁残积矿和沉矾剂。
为了提高沉矾反应的效率,将沉矾反应的温度控制在85-110℃之间,沉矾浸出的时间为2-6小时。另外,在本发明的一个实施例中,将沉矾剂以水溶液的形式加入到高铁残积矿浸出浆液中,这样可以促进沉矾剂与高铁残积矿浸出浆液的快速混合,以进一步提高沉矾效率。在本发明的一个实施例中还可以加入作为晶种的铁矾(例如NaFe3(SO4)2(OH)6),以促进铁矾晶粒的生长,便于后期分离。在本发明的一个实施例中,还可以在沉矾后浆液中加入氧化剂,以将含镍残积矿浸出浆液中的二价铁氧化为三价铁离子,进而减少浸出液中残余的铁。为了能够充分反应,采用氧化剂的量可以是理论量的0.95-1.3倍。在本发明的一个实施例中,所采用的氧化剂选自包括空气、过氧化物、二氧化锰、次氯酸盐、铝酸盐和高锰酸盐所组成的组。这样可以提高氧化的效率,同时能够降低生产成本。
根据前面所述的沉矾反应可以看出,在形成铁矾的过程中生成了大量的酸。传统上通常使用大量的石灰石对酸进行中和,这需要消耗大量的石灰石。根据本发明的实施例,采用高镁残积矿作为中和剂,一方面中和了所释放出的酸,并且可以利用这些酸对高镁残积矿进行酸浸,使得高镁残积矿石中的有价金属得到浸出,降低了酸的消耗和石灰石的消耗。
在本发明的一个实施例中,高镁残积矿的常压浸出是在85℃-110℃的范围内进行的,这样可以提高浸出的速度和效率。进一步在本发明的一个实施例中,进一步包括向所述高镁残积矿浸出浆液加入石灰石、生石灰、熟石灰中的任一种或它们的组合,以中和高镁残积矿浸出浆液中的残酸。可以降低浸出浆液中酸的含量,便于利用浸出浆液进行后续处理,并且减少后续处理中浓度过高的酸对设备的损害。在进一步的实施例中,高镁残积矿浸出浆液中的游离酸含量为2.5g/L-10g/L,这样能够更好地促进三价铁以铁矾的形式沉淀出。
最后对所得到的高镁残积矿浸出浆液进行固液分离,以得到浸出渣和含有可溶性镍盐的浸出液。本领域技术人员可以根据实际情况选择已知的方法和已知的分离设备,完成所述固液分离,例如包括但不限于采用离心分离法或者抽滤法或其组合。在固液分离后所得到的含有可溶性镍盐的浸出液中,铁的含量降低到了0.5-10g/L。
下面通过具体的示例对本发明进行说明。
示例1
取含镍残积矿样品,其化学组成如下(%):
元素 | Ni | Co | Fe | Mg |
含量(%) | 1.6 | 0.04 | 18.1 | 8.2 |
将含镍残积矿经过水洗、磨矿、筛分,分别得到粒度不大于100目的部分占至少80%的高镁残积矿以及高铁残积矿,其中高镁残积矿和高铁残积矿的化学组成如下:
高铁残积矿:
元素 | Ni | Co | Fe | Mg |
含量(%) | 1.68 | 0.05 | 23.2 | 9.8 |
镁残积矿成分:
元素 | Ni | Co | Fe | Mg |
含量(%) | 1.58 | 0.03 | 6.4 | 20.6 |
取600g高铁残积矿硫酸常压浸出条件:
液体/固体(重量比)=2.0/1
加入98%浓硫酸:340ml
温度:94℃
时间:2小时
浸出终点PH:0.3
在高铁残积矿浸出后的矿浆中加入150g高镁残积矿沉矾浸出,工艺条件为:
温度:96℃
时间:4小时
Na2SO4:40g
终点PH值2.2
晶种返回量50g
浸出结果:
将高镁残积矿浸出矿浆经过抽滤,得到成品浸出液。浸出渣经过PH值为2.5的清水三次浆化洗涤,送分析。浸出结果如下:
浸出渣量:980g
浸出渣:含镍0.26% 含铁13.9% 含镁3% 含硅15%
浸出液:含镍5.5g/l 含铁0.9g/l 含镁42g/l
渣计镍浸出率:79.6%
示例2
将含镍残积矿经过水洗、磨矿、筛分,分别获得粒度不大于100目的部分占至少80%的高镁残积矿和高铁残积矿,其化学组成如下
高铁残积矿:
元素 | Ni | Co | Fe | Mg |
含量(%) | 1.62 | 0.01 | 13.4 | 12.7 |
高镁残积矿:
元素 | Ni | Co | Fe | Mg |
含量(%) | 1.33 | 0.02 | 6.3 | 19.0 |
取620g高铁残积矿硫酸常压浸出条件:
液体/固体(重量比)=2.0/1
加入98%浓硫酸:300ml
温度:94℃
时间:3小时
浸出终点PH:0.8
在高铁残积矿浸出后的矿浆中加入180g高镁残积矿沉矾浸出,工艺条件为:
温度:96℃
时间:3小时
Na2SO4:54g
终点PH值1.4
晶种返回量60g
浸出结果:
将高镁残积矿浸出矿浆经过抽滤,得到成品浸出液。浸出渣经过PH值为2.5的清水三次浆化洗涤,送分析。浸出结果如下:
浸出渣量:691g
浸出渣:含镍0.23% 含铁12.8% 含镁3% 含硅13%
浸出液:含镍4.4g/l 含铁0.64g/l 含镁30g/l
渣计镍浸出率:87.4%
示例3
含镍残积矿经过水洗、磨矿、筛分,分别得到粒度不大于100目的部分占至少80%高镁残积矿与高铁残积矿,其化学成分(%)如下:
高铁残积矿:
元素 | Ni | Co | Fe | Mg |
含量(%) | 1.60 | 0.04 | 12.3 | 14.2 |
高镁残积矿:
元素 | Ni | Co | Fe | Mg |
含量(%) | 1.54 | 0.006 | 6.1 | 19.7 |
取585g高铁残积矿硫酸常压浸出条件:
液体/固体(重量比)=2.0/1
加入98%浓硫酸:335ml
温度:94℃
时间:1小时
浸出终点硫酸:60g/l
在高铁残积矿浸出后的矿浆中加入130g高镁残积矿沉矾浸出,工艺条件为:
温度:96℃
时间:6小时
KCl:60g
终点PH值1.8
晶种返回量60g
浸出结果:
将高镁残积矿浸出矿浆经过抽滤,得到成品浸出液。浸出渣经过PH值为2.5的清水三次浆化洗涤,送分析。浸出结果如下:
浸出渣量:717g
浸出渣:含镍0.11% 含铁10.4% 含镁1% 含硅10%
浸出液:含镍4.5g/l 含铁0.5g/l 含镁40.5g/l
渣计镍浸出率:91.4%
尽管已经示出和描述了本发明的实施例,对于本领域的普通技术人员而言,可以理解在不脱离本发明的原理和精神的情况下可以对这些实施例进行多种变化、修改、替换和变型,本发明的范围由所附权利要求及其等同限定。
Claims (10)
1.一种含镍残积矿的浸出方法,其特征在于,包括以下步骤:
将含镍残积矿分为高铁残积矿和高镁残积矿;
将所述高铁残积矿与酸混合进行酸浸,得到高铁残积矿浸出浆液;
向所述高铁残积矿浸出浆液中加入沉矾剂和所述高镁残积矿,以便对高镁残积矿进行酸浸,且所述高铁残积矿浸出浆液中溶解的三价铁以铁矾的形式沉淀出,并得到高镁残积矿浸出浆液;以及
对所述高镁残积矿浸出浆液进行固液分离以得到浸出渣和含有可溶性镍盐的浸出液。
2.根据权利要求1所述的含镍残积矿的浸出方法,其特征在于,所述沉矾剂选自包括Na+、K+或NH4 +的硫酸盐,Na+、K+或NH4 +的盐酸盐,Na+、K+或NH4 +的硝酸盐,Na+、K+或NH4 +的碳酸盐,Na+、K+或NH4 +的碳酸氢盐,Na+、K+或NH4 +的氢氧化物,及其组合的组。
3.根据权利要求1所述的含镍残积矿的浸出方法,其特征在于,在向所述高铁残积矿浸出浆液中加入沉矾剂之前向所述高铁残积矿浸出浆液中加入作为晶种的铁矾。
4.根据权利要求1所述的含镍残积矿的浸出方法,其特征在于,将所述高铁残积矿调成矿浆的形式与所述酸混合进行酸浸,且将所述高镁残积矿调成矿浆的形式加入到所述高铁残积矿浸出浆液中进行酸浸。
5.根据权利要求1所述的含镍残积矿的浸出方法,其特征在于,所述酸浸为常压硫酸浸出。
6.根据权利要求5所述的含镍残积矿的浸出方法,其特征在于,所述高铁残积矿的酸浸是在温度大于等于60℃的条件下进行的。
7.根据权利要求5所述的含镍残积矿的浸出方法,其特征在于,所述高镁残积矿的酸浸是在85℃-110℃的范围内进行的。
8.根据权利要求1所述的含镍残积矿的浸出方法,其特征在于,进一步包括将所述高铁残积矿和高镁残积矿分别磨成粒度为不大于100目的部分占至少80%。
9.根据权利要求1所述的含镍残积矿的浸出方法,其特征在于,进一步包括向所述高镁残积矿浸出浆液加入石灰石、生石灰、熟石灰中的任一种或它们的组合,以中和高镁残积矿浸出浆液中的残酸。
10.根据权利要求9所述的含镍残积矿的浸出方法,其特征在于,所述高镁残积矿浸出浆液中的游离酸含量控制为5g/L-10g/L。
Priority Applications (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
CN200810225894A CN101736149A (zh) | 2008-11-05 | 2008-11-05 | 含镍残积矿的浸出方法 |
Applications Claiming Priority (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
CN200810225894A CN101736149A (zh) | 2008-11-05 | 2008-11-05 | 含镍残积矿的浸出方法 |
Publications (1)
Publication Number | Publication Date |
---|---|
CN101736149A true CN101736149A (zh) | 2010-06-16 |
Family
ID=42460179
Family Applications (1)
Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
---|---|---|---|
CN200810225894A Pending CN101736149A (zh) | 2008-11-05 | 2008-11-05 | 含镍残积矿的浸出方法 |
Country Status (1)
Country | Link |
---|---|
CN (1) | CN101736149A (zh) |
Cited By (3)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
CN103320609A (zh) * | 2013-06-30 | 2013-09-25 | 白银有色集团股份有限公司 | 沉矾矿浆不经过滤直接冲矿工艺 |
CN103667726A (zh) * | 2014-01-13 | 2014-03-26 | 中国恩菲工程技术有限公司 | 含镍残积矿处理的方法 |
CN106119539A (zh) * | 2016-07-26 | 2016-11-16 | 中国恩菲工程技术有限公司 | 含镍红土矿的处理工艺 |
-
2008
- 2008-11-05 CN CN200810225894A patent/CN101736149A/zh active Pending
Cited By (3)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
CN103320609A (zh) * | 2013-06-30 | 2013-09-25 | 白银有色集团股份有限公司 | 沉矾矿浆不经过滤直接冲矿工艺 |
CN103667726A (zh) * | 2014-01-13 | 2014-03-26 | 中国恩菲工程技术有限公司 | 含镍残积矿处理的方法 |
CN106119539A (zh) * | 2016-07-26 | 2016-11-16 | 中国恩菲工程技术有限公司 | 含镍红土矿的处理工艺 |
Similar Documents
Publication | Publication Date | Title |
---|---|---|
JP4525428B2 (ja) | ニッケル酸化鉱石の湿式製錬方法 | |
CN103614571A (zh) | 一种红土镍矿联合浸出的工艺 | |
CN101629246B (zh) | 中和水解除铁法炼锌工艺 | |
US20110150729A1 (en) | Process for Heap Leaching of Nickeliferous Oxidic Ores | |
CN101705371A (zh) | 一种硫化铜钴矿中提取钴的方法 | |
AU2017402487B2 (en) | Beneficiation method for mixed copper ore with low oxidation rate and high binding rate | |
CN101629245A (zh) | 一种中和水解除铁法炼锌工艺 | |
CN108913883A (zh) | 红土镍矿湿法冶炼生产镍钴氢氧化物的方法 | |
CN203530398U (zh) | 一种红土镍矿联合浸出的系统 | |
CN106232842A (zh) | 镍氧化矿石的湿式冶炼方法 | |
CN101736150B (zh) | 含镍残积矿的浸出工艺 | |
CN101978080A (zh) | 使用超咸浸提液常压浸提红土矿石的方法 | |
CN101736167B (zh) | 一种含镍残积矿的浸出方法 | |
EP1337677A2 (en) | Direct atmospheric leaching of highly-serpentinized saprolitic nickel laterite ores with sulphuric acid | |
WO2019035319A1 (ja) | 浸出処理方法、ニッケル酸化鉱石の湿式製錬方法 | |
CN101736149A (zh) | 含镍残积矿的浸出方法 | |
WO2016139858A1 (ja) | ニッケル硫化物の製造方法、ニッケル酸化鉱石の湿式製錬方法 | |
JP2016113703A (ja) | ニッケル酸化鉱石の湿式製錬における中和方法 | |
CN106086409B (zh) | 处理沉镍钴后液的方法 | |
US10227675B2 (en) | Wet smelting method for nickel oxide ore | |
CN104775027A (zh) | 一种从低品位红土镍矿中回收镍、铁、硅和镁的方法 | |
US4547348A (en) | Conditioning of laterite pressure leach liquor | |
RU2568223C2 (ru) | Способ извлечения металлов, преимущественно никеля и кобальта, из окисленных руд | |
CN101273146A (zh) | 常压浸提红土矿石的方法 | |
CN106566934B (zh) | 处理除铁铝后液的方法 |
Legal Events
Date | Code | Title | Description |
---|---|---|---|
C06 | Publication | ||
PB01 | Publication | ||
C10 | Entry into substantive examination | ||
SE01 | Entry into force of request for substantive examination | ||
C12 | Rejection of a patent application after its publication | ||
RJ01 | Rejection of invention patent application after publication |
Application publication date: 20100616 |