CN102165078A - 从复合矿物中提取金属 - Google Patents

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Abstract

本发明涉及一种从矿物或精矿中提取金属的方法,包括下列步骤:在存在合适的助熔剂材料以降低包含目标金属的混合物的熔融温度的条件下,在加热的处理容器中在用于形成均匀熔体的最低温度下使所述包含目标金属的混合物熔融,以制备熔融的离子基质,其中该熔融的离子基质主要为无定形的并且为吸湿性的;以及冷却所述基质。

Description

从复合矿物中提取金属
技术领域
本发明涉及优选使用玻璃化工艺,从金属的天然矿物和精矿中提取这些金属的方法和设备。
背景技术
从金属的天然矿物中提取金属、然后处理这些金属的工艺是公知的。这些工艺包括高温还原熔炼、化学还原、酸浸出、重力分离、湿法冶金、火法冶金、火法/湿法冶金、浮选法、水解法以及电积法。
例如,目前使用高温高压浓硫酸浸出工艺从红土镍矿中提取镍和钴。腐蚀性化学品的高成本、它们的物流以及安全性有时可能导致边际效益以及环境可接受方面的问题。这些工艺还需要设计和使用对于采矿业所要求的规模和实用性而言相对较新的设备。高压釜配套设备需要非常高的资金成本,另外现有的商用提取系统所需的准备时间较长,也导致效率低下并需要大量的维护成本,这使得它们在商业上并不是优选的。
作为背景信息,如在美国专利6,261,527(Arroyo等人,2001年7月17日)中所阐述的那样,已知镍和钴在包含褐铁矿和腐泥土矿的红土中的储备要远远大于迅速消耗的硫化物矿中的储备。然而,用传统技术处理红土矿很困难。目前正在开发多种新的湿法冶金工艺,以从含镍红土矿中提取镍和钴。这些工艺中有许多都需要在高温(245℃-270℃)和高压(525-785psig)下用硫酸溶解矿物基质,然后进行固液分离,并在环境温度下中和残余的游离酸。这被称为“Moa Bay工艺”。
在上述工艺中,在进行高温高压下的浸出步骤之前,首先将含镍矿物制成固体含量为约40%的浆料。在加压浸出过程中,大部分金属溶解,并且通过水解为赤铁矿和明矾而分别将铁和铝除去。在浸出后,将浆料冷却,并用逆流倾析法洗涤,对固体进行尾矿处理。中和过量的酸,并且加入珊瑚泥使剩余的铁和铝沉淀为氢氧化物。然后用硫化物沉淀法回收镍和钴。
上述高压酸浸(HPAL)工艺的变型在美国专利No.4,044,096中示例出。
美国专利No.3,804,613教导了这样的方法,该方法通过用从高压步骤中回收的浸出液对腐泥土进行预处理,从而在相对较低的酸/矿物比率下对腐泥土矿进行高压酸浸。这种HPAL工艺适于处理包含40重量%或更高的铁的高铁矿物。铁含量小于40重量%的红土矿包含较高比例的镁,这会消耗更高量的酸,因此经济上不适于直接高压浸出。
美国专利No.3,991,159教导了使用腐泥土矿以中和从高压酸浸褐铁矿中产生的酸。为了有效除去铁和铝,在高温(150℃-250℃)和高压下对腐泥土成分进行浸出,但是腐泥土矿中镍的提取率相对较低。
在另一个工艺中,美国专利No.4,097,575教导了在氧化条件下,在500℃-750℃下焙烧腐泥土矿,以在接触HPAL液之前提高腐泥土矿的酸中和能力。
虽然现有技术的HPAL方法达到了较高的镍和钴的提取率,但它们需要使用昂贵的设备和精良的建筑材料,以承受在所需的高温(200℃-300℃)、特别是高压下浓酸的使用。此外,除去的铁和铝的一部分为氢氧化物的形式,它们难以处理。例如,美国专利No.4,062,924记载了在温度高达110℃、并存在硫化氢气体的条件下在酸性介质中对褐铁矿进行浸出,以沉淀出溶解的镍和钴的方法。另外在该工艺中大部分溶解的铁被还原为二价氧化态,这除了消耗较多的酸之外,还消耗了非常大量的还原气体。美国专利No.4,065,542教导了相似的方法。在该工艺中,使用通过上述方法生成的亚铁,以从含锰海结核(manganiferous sea nodule)中浸出有价值的金属。
美国专利No.4,511,540示出了这样的方法,该方法在低于液态溶液的沸点的温度下,在二氧化硫气体存在下通过用硫酸浸出,从而从具有含锰基质的矿物中回收镍和钴。
美国专利No.3,793,432记载了在加入碱性铁沉淀剂的同时,用pH值小于1.5的硫酸对褐铁矿进行浸出。该工艺在大气压下进行,但是为了有效地提取镍、并使铁沉淀,需要超过40小时的浸出时间(通常为60至100小时)。
美国专利No.4,410,498教导了在加入还原剂以保持氧化还原电势介于400和600mV之间的同时,在大气压下用硫酸对腐泥土矿进行浸出的方法。
在另一个工艺中,如美国专利No.5,571,308中所述,通过使腐泥土矿在室温或60℃-80℃的温度范围内与无机酸接触而从腐泥土矿中浸出镍和钴。
对于本领域的任何技术人员而言,从上述工艺描述中可以显而易见的是,使用现有的红土镍矿酸浸技术,金属回收效率仍然低于商业和理论预期。使用酸浸技术从矿物基质中分离金属或它们的离子时复杂的化学过程和机制是回收困难的核心所在。
应当清楚地理解,如果本文引用了现有技术的公开文献,则这种引用并不是承认该公开文献在澳大利亚或任何其他国家构成本领域的公知常识的一部分。
发明内容
本发明涉及从复合矿物中提取金属的方法,该方法可以至少部分地克服上述缺点中的至少一个缺点,或为消费者提供可用的或商业上的选择。
鉴于上述情况,本发明的一个形式从广义上说涉及从矿物中提取金属的方法,该方法包括下列步骤:
1.在存在合适的助熔剂材料以降低包含目标金属的混合物的熔融温度的条件下,在加热的处理容器中在用于形成均匀熔体的最低温度下使所述包含目标金属的混合物熔融,以制备熔融的离子基质(ionic matrix);以及
2.冷却该基质。
通常将该基质快速冷却以保留基质在吸湿性以及无定形这两方面的目标性质。可以通过空气冷却,或使用水、盐溶液或超盐度地下水进行流体淬火来实施该快速冷却工艺。
根据可供选用的其它实施方案,本发明涉及从包含目标金属的混合物中提取目标金属的方法,包括下列步骤:
1.在存在合适的助熔剂材料的条件下,在加热的处理容器中在用于形成均匀的熔融的离子基质的最低温度下使包含目标金属的混合物熔融,以制备熔融的离子基质,其中所述均匀的熔融的离子基质至少包含目标金属;以及
2.冷却该基质。
优选的是,二氧化硅存在于熔融的离子基质中(通常以硅酸盐形式存在),并且该二氧化硅的含量为总量的约30质量%。如果由于包含目标金属的混合物或合适的助熔剂材料的组成导致不存在二氧化硅,则(例如)可以通过添加硅砂而加入二氧化硅。
本说明书以及以上内容所具体描述的本发明总体上具有以下鲜明的优点:其能够处理所有矿物系列的红土镍,这是传统工艺(例如Caron和HPAL工艺)所不能实现的。
根据可供选用的其它实施方案,本发明涉及通过形成熔融的离子基质,而从包含目标金属的混合物中提取目标金属的装置,该装置包括:加热但不加压的处理容器、以及相联的冷却组件,该容器用于在存在合适的助熔剂材料(包含玻璃形成性二氧化硅)以降低包含目标金属的混合物的熔融温度的条件下,在最低温度下使该包含目标金属的混合物熔融,以形成至少包含目标金属的均匀的熔融的离子基质;所述相联的冷却组件适合于冷却该熔融的离子基质。
根据本发明的特别优选的实施方案,将处理原材料(包括含有至少一种目标金属或金属化合物的所述天然矿体)与助熔剂混合,以促进熔融,从而形成流体状“玻璃”体。对所述熔融的“玻璃”进一步加热和/或给予充足的停留时间,以基本上同化所述的目标金属化合物,并破坏所存在的矿物键或使之断裂。于是,目标金属的离子和/或胶体形式有效地溶于所述熔融玻璃体中。在新的“玻璃”制剂中的其他组分将控制从天然矿体引入的金属或其他离子中的任何一种或多种的作用。所述的其他组分促使有特定的金属离子可供用作网络扩展剂(network extender)或网络改性剂。
通常,冷却工艺“锁定”离子基质的形式,在该形式中,目标金属已从不太期望的材料中释放出来。通过作为助熔/熔化/停留工艺的一部分而控制该基质的配置,随后可以通过下游工艺(包括溶剂和/或电解处理)从“玻璃”体或固化体中回收特定的目标金属离子。其他下游工艺可以包括离子交换工艺步骤。
本发明的目的是制备均匀的熔体,其中矿物中的二氧化硅和加入的助熔剂(通常为NaOH或Na2CO3)相结合,从而根据下列方程式产生可溶的水玻璃:
2NaOH+SiO2→Na2SiO3+H2O(或在一些文献中表示为Na2O·SiO2.)
该水玻璃是将熔炉中的包含目标金属的材料完全溶解的最强的试剂,从而使得目标金属在熔融时转化成无定形的可溶性混合物或玻璃。淬火后的产品保持为无定形,但重要的是其为吸湿性的。这种材料优选在水淬时快速瓦解,变成没有一定形状的淤浆(formless sludge)。
通常将助熔剂加入到处理容器中,然后将其加热以形成熔融的助熔剂池(flux pool),并将包含目标金属的混合物逐步地加入到熔融的助熔剂池中。
二氧化硅、硼、砷和磷示例出玻璃网络形成剂的主要特点。例如,在基于二氧化硅的网络中,每个氧原子由两个硅原子共有,并且每个硅原子位于四个氧原子之间,从而形成复合三维网络。在这种形式下,所得的玻璃(100%熔融石英)是无定形的,并且结构上非常坚固。
可以向基于二氧化硅的网络中引入氧化物形式的网络改性剂(例如金属离子)。这些金属离子通常占据由硅-氧三维网络限定的开放空间,由此金属离子倾向于去除/替换该网络中的至少一个硅-氧键。此外,在金属离子和网络氧原子之间的键是不定向的,从而产生较弱且粘性较小的结构。
可以将金属离子以盐的形式加入到玻璃坯料中,所述盐例如为碳酸钠、碳酸钙、磷酸钙、碳酸镁、碳酸锌、氧化镍、碳酸钾、氧化铝等。这些组分可以来源于天然化合物,例如镁和钙以白云石的形式加入,钾和铝以长石的形式加入,氟以及钠和铝以冰晶石的形式加入,钠以天然碱以及霞石岩正长岩的形式加入。
应当阐明的是,根据本发明,上述来自天然材料、矿物和/或精矿的金属化合物被熔融,并以离子形式基本上被同化到一系列的暂时至少部分玻璃化的结构中。
矿物的组成通常取决于目标金属和/或包含目标金属的混合物原料,并且助熔剂材料的组成也类似地取决于目标金属和/或包含目标金属的混合物原料。
特别优选的助熔剂为碳酸钠和/或苛性钠。
助熔剂材料的组成可以为或包括(但不限于)天然化合物,以用于红土镍为例,所述天然化合物的组成范围如下所示:
Figure BPA00001332022700061
用于红土镍的助熔剂材料的其他优选组成可以是:
Figure BPA00001332022700062
Figure BPA00001332022700071
通常,金属以氧化物或硅酸盐的形式存在,例如铝以氧化铝/硅酸铝的形式存在,镁以氧化镁/硅酸镁的形式存在,钙以氧化钙/硅酸钙的形式存在,铬以氧化铬/硅酸铬的形式存在,铁以氧化铁或氧化亚铁/硅酸铁或硅酸亚铁的形式存在,锰以氧化锰/硅酸锰的形式存在。当矿物是红土时,尤其是这种情况。
表1
Figure BPA00001332022700072
Figure BPA00001332022700081
其他新型的暂时性“玻璃”助熔剂组合物可以包括天然的矿物和精矿。举例来说,表1示出示例性的特定矿体的机械和化学浓缩步骤。矿物/精矿中的金属含量可以在上述值的任何外延范围内。
本发明的其他实施方案涉及硫化物矿的处理,其中各个颗粒的粒度非常小,以至于不能在不产生过量的非目标材料的情况下,使用传统研磨技术成功地实现颗粒的释出,其中所述非目标材料形成抑制选择性浮选分离工艺的矿泥。在这种情况下目标金属的尾矿损失变大。
本发明允许粗研磨,以制备在这种状态下具有有限的市场潜力的粗精矿,然而这种粗精矿对于本发明的工艺是理想的原料。在该工艺中金属尾矿损失显著降低。
举例来说,具有非常细小粒度的大的银-铅-锌沉积物具有如下所示的级别、回收率和损失。
  矿级   回收率   尾矿损失   损失%
  银   41g   29g   12g   30%
  铅   4.1%   2.66%   1.44%   35%
  锌   9.2%   6.9%   2.3%   25%
虽然本发明的工艺能够同化大部分的矿物组分,但所述发明的工艺一样能够同化精矿的组分。
本发明的工艺可以用来处理被称之为难处理矿物的矿物。这种矿物和/或精矿的例子为金矿和/或银矿,其中贵金属位于晶格结构中,或硫化物(例如黄铁矿和含砷黄铁矿)中。当这些贵金属以这种方式存在时,通过传统的氰化工艺来提取它们会受到限制。本发明的工艺使得金和银均以其离子形式释放到熔体基质中,从而提供了可容易地使用下游工艺(例如氰化分离)进行回收的形式的金属。
本发明的工艺同样能够从尾矿和其他废弃物/排放物型的来源同化金属和化合物。
应当理解,本发明的工艺最适合于从矿物中提取金属,然而应当指出的是,在许多现有的金属处理步骤(其中难以从合金或混合物分离出单独的金属)中,所述发明的工艺会提供有效的分离手段。
在现有工艺(如熔炼和类似的金属提取技术)中,所述发明的工艺可以提供中间步骤或者实际上为替代的提取方法。在考虑高熔点金属(例如铂、钯、铑、铌、钽、钨等)时尤其是如此。
可以将矿物(例如钽铁矿、铌、铌铁矿、锡和矿物中的这些金属的混合物)引入到所述发明的工艺中,以形成熔融的离子混合物,其具有范围如下的基础组成:
Figure BPA00001332022700091
用于本发明的工艺的另一种熔融的离子组合物包括下列或相似的基础组分:
Figure BPA00001332022700092
具有下列基础组成的另一混合硫化物精矿已经采用了本发明的工艺进行处理。
  精矿1   精矿2
  Au g/t   60   6.5
  Ag ppm   783   148
  Cu%   10.7   1.2
  Zn%   2.2   1.2
  Fe%   13.5   20.7
  As%   3.4   0.4
  S%   24.1   25.1
  SiO2   30.0   40.0
在采用足够的温度并且存在助熔剂的情况下,可以将大部分金属和实际存在的气体(包括水蒸汽、氯气、氟气、氢气等)引入到熔融的离子基质中,而不是混在废气中被排出。
对本发明的熔融的离子组合物进行设计,以选择性地将在天然矿物中存在的网络形成剂和网络改性剂置于熔融的离子基质中的相对不稳定的位置处。这优选通过温度控制和化学反应的组合来实现。
通过单独或组合引入磷、氯、氟、硫、钙、钠、钒、锂、钾、硼、钡、锌和砷来引发化学反应。
虽然比较容易地由这些组分的氧化物加以利用并计算它们的效果,但根据本发明使用的主要的熔融的离子材料具有天然的本体来源,例如:
Figure BPA00001332022700101
其中氟化物和氯化物提供游离的气体以及溶解的气体,硫酸盐提供硫以及气体。
本发明的一个重要特征是处理硫化矿,包括其中存在砷的那些矿物。本发明的方法是浸入方法。将新的原料添加物或矿物立即浸入到现有的熔体中。这种方法显著地限制了炉废气中的硫和砷的排放。此外,本发明利用了砷用作玻璃形成剂的能力(例如,类似于二氧化硅和硼砂)。因此,砷有助于在熔体中形成玻璃。通过使这种玻璃含有额外的5%至8%的碳酸钠,从而使其具有吸湿性。
对于红土镍而言,根据本发明使用的其他优选的助熔剂形成性基质具有如下组成:
Figure BPA00001332022700111
所述助熔剂形成性组合物的其它实施方案包含(但不限于)下列组分:
Figure BPA00001332022700112
Figure BPA00001332022700121
可以向上述基础配方范围内加入介于10%和60%之间的大多数的天然金属矿。
本发明的方法还适合用于处理高品位银矿,其中银被包含在丰富的二氧化硅中,后者具有最高达95%的二氧化硅。
由此,其他前述的离子基质形成性材料的引入能够选择性地提取目标金属。例如,砷和/或锂化合物的引入将有助于离子移动以及总体的网络共享容量(general network sharing capacity)。
根据本发明的方法形成的离子熔体产物可以溶于一系列溶剂中,该溶剂包括水、酸和碱性溶液(例如氨和碳酸铵)。可以使用其他溶剂,包括(但不限于)熔融盐和气体,所述气体包括但不限于:蒸汽、氯气、二氧化硫和一氧化碳。
本发明的熔体产物在很大程度上由于所选的助熔剂材料的组成而通常为吸湿性的。本发明工艺的一种副产物是可以使用或出售的二氧化硅凝胶。当废气中的二氧化碳通过包含硅酸钠的溶液时,通常形成二氧化硅凝胶。
根据本发明的优选实施方案,为了使得可能在熔炉中形成的任何“玻璃”和/或包含目标金属的材料在较低的温度下差不多完全熔融,需要引入一种或多种“助熔剂”材料,否则,在不存在助熔剂材料的情况下需要较高的温度。例如,对于常规玻璃(例如苏打-石灰-二氧化硅玻璃)而言,钠和钙是二氧化硅组分的助熔剂,否则的话,该二氧化硅组分本身需要1,700℃的熔融温度。钙和钠的助熔效果使该温度降低了超过800℃。
通常,助熔剂与包含目标金属的材料的比值(助熔剂/包含目标金属的材料)介于约1∶0.5的下限和1∶3的上限之间,其中具体对于红土镍而言最佳比值为约1∶1。
更优选的是,当要处理红土镍时,向熔体中加入至多约10%的硫(以元素硫的形式或以诸如黄铁矿等硫化物的形式加入)。
助熔剂
如上简要所述,助熔剂的目的优选为降低目标材料的熔点。红土的熔点可以(例如)由约1800℃被降低至低于950℃。
助熔剂还可以用作高温溶剂。另外,在熔体形式的红土的情况下,助熔剂溶解二氧化硅和包含镍和钴的硅酸盐,以及Fe、Al、Mg、Mn和Ca的氧化物和硅酸盐。
可以使用的具体助熔剂的其他例子包括苏打灰、软块(soft cake)、氢氧化钾、硝酸铵、硼砂或类似的化合物。通常,助熔剂化合物为低熔点温度下熔融的固相化合物。
在使用基于Na2O的助熔剂(如Na2CO3或NaOH)的条件下,二氧化硅或硅酸盐的存在优选地提供玻璃形成剂。
优选的是,所生成的玻璃产物可溶于水。通常通过玻璃形成剂材料(形成Na2SiO3(水玻璃)的Na2O和SiO2的组合)提供该玻璃产物,其中Na2SiO3是红土的强破坏剂,并且其本身可溶于水。
用于处理红土镍的优选的助熔剂是NaOH和Na2CO3。该选择基于以下因素:
●可以现场制备NaOH。
●在存在CO2的情况下将NaOH转变成Na2CO3
●上述两者均提供了制备水溶性水玻璃所需的Na2O,水玻璃对于几乎所有的岩石(包括红土)的瓦解都是必要的。
NaOH具有下列性质:
●其能够通过电解食盐NaCl(储量丰富)而现场制得,在WA红土下面的超盐度地下卤水也可以作为NaCl的来源。
●其能够现场再生,在存在CO2的情况下,NaOH根据下列方程式转化为Na2CO3
2NaOH+CO2>>>Na2CO3+H2O
将红土转化为扩散的盐的化学反应以(例如)下列方程式开始:
Na2CO3>>>Na2O+CO2,以及
2NaOH>>>Na2O+H2O
Na2CO3和NaOH根据下列方程式生成Na2SiO3(水玻璃):
Na2CO3+SiO2>>>Na2SiO3+CO2,以及
2NaOH+SiO2>>>Na2SiO3+H2O
虽然单独的Na2CO3(或NaOH)并不能溶解Fe2O3或MgO,然而与SiO2组合(以形成Na2SiO3),则能够使含铁和镁的化合物容易地溶于熔体中。
两种主要的铁氧化物(FeO和Fe2O3)均可溶于Na2SiO3中。大多数FeO在熔炉内被氧化成Fe2O3
强的二氧化硅和硅酸盐的键Si-O-Si的断裂反应为:
Si-O-Si+Na2O>>>2Si-O-+2Na+
应当注意,当每个Si总共具有四个键时,Si-O-Si反应仅示出一个Si-Si键的断裂。然而,在本发明中,因为存在过量的苏打,所以通常有更多的键断裂。
本身可溶于水的Na2SiO3侵蚀包括红土的所有主要成分在内的一切物质并使之溶解。这些物质包括Fe、Al、Mg、Mn和Ca的氧化物以及它们的硅酸盐。硅酸铝无疑是粘土矿物的主要成分,在某些红土沉积物中硅酸铝又包含镍。有许多红土沉积物包含主要在粘土(硅酸铝)中以及在褐铁矿和针铁矿的铁氧化物中的镍和钴。镍的一种主要并且更优质的来源是腐泥土和蛇纹矿/硅镁镍矿(garnerite ore)。这些矿物不能被HPAL系统处理,因为它们富含镁,而镁会消耗过量的被加入到高压釜中的硫酸。可以采用本发明的方法处理这些矿物。
Na2CO3和NaOH与SiO2的组合不仅能快速溶解任何所用原矿中的岩石材料,还提高了熔盐在水中的溶解度。Na2O通常在熔体中是高度可移动的。
熔体如果是均匀的,则明确地表明Ni和Co均已经被释放,并且处于它们的离子形式。
如果镍不是被包含在二氧化硅中(即氧化物中),则可能需要酸性氧化物,例如SiO2(或B2O3或P2O5)。然而,水玻璃熔体通常会溶解非硅酸盐形式中包含的镍和钴,并将熔体中的这些元素转化为离子,这使得它们能够非常方便地进行下游处理。
重要的是,使包含目标金属的混合物与助熔剂达到恰当的平衡,以保证这种组合能够提供均匀和低粘度的熔体,并生成吸湿性的倾倒物(pour)。
助熔剂对于本发明的方法而言是最重要的要素之一,包括(例如)下列考虑因素:
●用于包含目标金属的材料的最佳的助熔剂
●包含目标金属的材料/助熔剂的最佳比值
●助熔剂回收/再生/再循环工艺
当使用Na2CO3或NaOH作为助熔剂时,玻璃化结构或熔体的大部分并不溶于水,而是瓦解为SiO2、Fe2O3、MnO、CaO和Al2O3,和/或这些元素的氢氧化物或碳酸盐,后者形成没有一定形状的淤浆。在碱性很强的环境中,极少量的SiO2和Al2O3可以溶解。
用于矿物的高温溶剂也应当可溶于水中,如Na2CO3、NaOH和Na2SiO3那样。
将一氧化碳或硫引入到熔炉中可将镍和钴还原为金属。然而,CO很危险,因此应当不予考虑。
Cr2O3不容易溶解于Na2SiO3中。可以通过增加Na2CO3或SiO2来提高其溶解度。
当考察摩尔质量时可以考虑将NaOH替换为Na2CO3。例如,Na2CO3具有106g/mol的摩尔质量,而NaOH具有40g/mol的摩尔质量。因此,NaOH相对于Na2CO3的摩尔当量=40×2=80∶106g/mol。这意味着与Na2CO3相比,需要较少的NaOH,它们的比值为80∶106,或1∶1.33。
对于溶解二氧化硅而言,NaCl价值不大。另外,它不能溶解Fe2O3
硼砂作为助熔剂材料可溶解大多数组分,并降低粘度以及提高玻璃的溶解度。硼砂还促进均匀倾倒物的形成。尽管硼砂与Na2CO3或NaOH相比,似乎成本过高,但可以通过蒸发而部分地回收硼砂。
对于镁含量较高的矿物(例如蛇纹矿/硅镁镍矿(MgO 25-38%))而言,需要稍微较多的二氧化硅和Na2CO3或NaOH,以溶解镁。
与人造Na2CO3相比,使用天然碱对改变玻璃的化学性质具有较小的影响,因此对本发明的工艺具有较小的影响。如果天然碱易得的话,应当考虑天然碱。
白云石不能制得优质的玻璃,更重要的是,其不能溶解硅酸盐。
对于红土镍而言优选的助熔剂配方
按照如下方式处理来自西澳大利亚州的红土LH2:
LH2
红土 130g
Na2CO3 130g或1∶1
最初加入100g的Na2CO3,以形成初始熔体池。分3次向该熔体中加入LH2,每次加入LH2的同时加入10g Na2CO3
比例为50摩尔%/50摩尔%的CaCl2/NaCl对于包含红土镍目标金属的材料而言可能更有效,并且可以有效地将熔炉的操作温度降低至650℃-850℃。可以在该助熔剂中使用的其他组分包括CaCl2,或者用Na2CO3代替CaCl2
熔炉
本发明的熔炉仅需要熔融、溶解然后排放。因此,对于本发明的熔炉而言,比较能量成本和停留时间要低得多。这相当于,与同样尺寸的玻璃熔炉相比较,本发明的熔炉的生产率要高得多,并且单位成本要低得多。
期望熔炉操作温度在980℃-1100℃的温度范围内。该温度取决于矿物类型、加入的助熔剂以及原料粒径的组合。
熔炉优选具有类似的耐火材料内衬、废热再生装置、排气装置、供料和供热系统以及针对玻璃生成熔炉的自动控制装置。可以提供热量再生/收集系统。
熔炉通常包括一个或多个电极。这些电极可以是促进熔融和搅拌过程的AC,或者可以是可有助于金属回收和/或破坏熔体中的矿物键的DC。电极可以是静止的或可移动的,以在熔体中提供静态或移动的加热区。
电极可能需要额外的保护,以使其不受其中使用它们的侵蚀性环境的影响,所述保护通常为多孔的、但是增韧的陶瓷材料层的形式。
为了向熔体提供脉冲热量(如果需要的话),至少一些电极可以设置有AC电源。
在熔炉的废气中或熔炉加热过程中存在的CO2可能很重要,因为该气体之后可以用于助熔剂再生工艺部分中。
淬火
在优选的实施方案中,一旦已经发生金属熔融和离子同化,就可以通过在中性pH水溶液中或在包含酸或碱的水溶液中将熔融的“玻璃”淬火,而从玻璃体中提取所述特定的金属离子。所得的液体优选为电解液;从而可以在淬火期间或淬火之后马上应用直接电积技术。
一种特别优选的淬火液是卤水或盐水。
作为熔体淬火的替代方式,可以使离开熔炉的熔体“形成片状”,以制成熔体的薄层。这可以通过多种方式实现,这些方式包括将熔体倾倒到托盘上,并用空气冷却和/或喷水使得/强制使熔体层快速冷却。通常不直接喷水,以免将倾倒物打湿。因此优选为从熔体下方喷水或间接喷水。
将这种未淬火的材料通过破碎机,例如辊式破碎机。加入溶剂(例如水),并且将混合物剧烈搅拌达到15分钟,以将粉碎的颗粒转化为没有一定形状的淤浆。
淬火后处理可以包括在具有或不具有电积机构的情况下,依次进行pH值调节。
优选的淬火选择利用的是包含熔融氯化钠和/或硝酸钾或硝酸钠的熔融盐浴;所述熔融盐浴可以包括或不包括电解电极。
另一优选的淬火工序包括熔融金属浴,其包含独立的或者与其他金属或盐组合使用的合适的金属;所述金属浴可以包括或不包括搅拌装置,搅拌装置优选为可移动的搅拌浆。
一旦熔融材料进入淬火浴,立即就会发生化学变化。大部分玻璃不能溶于水,而只是沉淀为SiO2、Fe2O3、MnO、CaO、MgO和Al2O2或这些金属的碳酸盐或氢氧化物。重要的是所有的玻璃都应当是吸湿性的,并且可以瓦解。由于熔体的强碱性条件,多种熔体组分沉淀为它们的氧化物、氢氧化物或碳酸盐。这些变化包括镍和钴在内。这是因为镍离子和钴离子不能存在于水中,而是分别立即沉淀为Ni(OH)2和Co(OH)2。可能形成碱性氧化物、碳酸盐或者甚至硅酸盐。关键是镍化合物和钴化合物微细地分散于淤浆中。可能的方程式如下:
Ni2++2OH->>>Ni(OH)2
因此,大部分的镍和钴将存在于淤浆中而不是液体中。相似地,Fe、Mn、Ca、Mg和Al全部都沉淀为氧化物或氢氧化物。这意味着淬火后的材料将分为淤浆和溶液。可溶的化合物包括未使用的助熔剂,Na2SiO3也会存在于溶液中。淤浆应该是没有一定形状的。
重要的是,与红土中的镍和钴相比,淤浆中的镍和钴为微细的并且更具活性的形式,因此它们能够非常方便地进行下游处理(包括用溶剂处理)。反应的例子为:
Ni2++2OH>>>Ni(OH)2
Ni2+由Na2SiO3释放,并且OH-衍生自碱性的Na2SiO3溶液。
淬火液与离开熔炉的产物混合物的体积比应当为大约1∶1,并且可能需要更换或补充淬火液。
在一些情况下,淬火用水可以混有盐。没有明显的迹象表明这种盐会对倾倒物的溶解性具有任何影响。然而,盐通常影响Na2CO3的回收/再生。
水淬火仅溶解可溶的化合物。溶解的Na化合物可以在之后通过蒸发而回收。如果还存在NaCl,则应当首先通过分馏结晶或通过化学分离法将其分离。
在对红土明显成功地处理之后,淬火的产物表现为暗橄榄绿色。然而,在暴露于大气或水的情况下,其颜色以及外观快速变为黑色粘性的太妃糖状。这是被助熔剂负载的倾倒物的吸湿性质的特征。这种吸湿形式是优选的要求。
在碰到水时,优选的倾倒物(其应该像浓度适中至稀的蜂蜜那样流动)通常顶多发出轻微的嘶嘶声。后者也是有利的特征,因为这表明进入淬火的倾倒材料流较薄,因此淬火可能立即进行且完全有效。
在加压或真空过滤之前,可以允许淬火产物的固体(与水混合时)仅仅放置相对较短的一段时间。为了减少与CO2的接触,优选在密封容器中进行洗涤和过滤操作。在洗涤和过滤之前优选地将固体粉碎以将粒径降低至小于3mm。当加入洗涤水时,优选地进行搅拌,以同时形成淤浆和溶液。理想的是,上述过程是连续的,使得通常在倾倒后大约数小时内就进行过滤,因为这通常会降低在混合和淬火的产物中存在的二氧化硅凝胶的量。
优选的是,炉温和停留时间以及倾倒条件使得生成粉末产物。
将淤浆强制干燥会使得镍化合物和钴化合物的活性较低,因此应当避免强制干燥。
在试图洗涤倾倒的产物时,由于形成不可溶的二氧化硅凝胶(SiO2)而可能遇到困难。该凝胶将所有的内容物结合在一起,使得不可能通过过滤进行物理分离。当洗涤倾倒的产物时,优选通过加入NaOH或类似的碱性溶液,将洗涤液的pH值通常保持在大约12或更高。为了克服形成胶态二氧化硅的陈化过程,即使在上述提高的pH值下,最好也在开始洗涤大约45分钟内就过滤洗涤液。通过施加真空或压力可以有助于过滤。NaOH通常在助熔剂再生工艺中的稍后阶段被回收。
二氧化硅凝胶的形成起源于Na2SiO3在水中的溶解:
Na2SiO3+H2O>>>2Na++SiO3 2-
二氧化硅凝胶成为淤浆的一部分。其继续反应生成SiO2 -,但仍然为非常微细分散的活性形式。
二氧化硅凝胶和硅酸钠的存在都强烈表明了红土中二氧化硅/硅酸盐化合物的瓦解,通过这种操作,镍和钴被释放。
由于二氧化硅凝胶的反应性很强,因此其可以非常松散地结合一些镍(如果有的话)。
用NH4OH作为淬火浴在反应容器中淬火可为优选的。借助于容器中的高温,使得镍和钴可被立即提取出来。反应容器应当有助于回收氨,以再利用。
在化学上,二氧化硅凝胶不应当影响从淤浆中提取镍,然而,在物理上,这种影响通常是存在的。
温卤水对普通钢和铝的侵蚀性很强。如果考虑将金属用作输送管道或容器,则需要用某些类型的不锈钢代替上述金属。塑料是另一种替代选择。
卤水中的NaCl通常会降低二氧化硅凝胶的稳定性。
二氧化硅凝胶的存在不应当影响从淤浆中提取镍。如果将NaOH用来淬火,则应当将二氧化硅凝胶保持在溶液中。
痕量的镍和钴可能存在于淬火浴中。需要监控这种可能性,以确保不会超过任何限度。然而,这也正面表明这些元素以活性形式存在于淤浆中,因而甚至水也将它们轻微地溶解。
如果镍和钴存在于助熔剂中,其不会造成潜在的损失,因为干燥的助熔剂要被回收作为熔炉供料。
镍和钴可以在淬火时与(例如)Fe、Al、Mg或SiO2结合而形成其它的化合物。
已经注意到当将NH4OH加入到包含二氧化硅凝胶的淤浆中时,将液体与固体分离不是问题。然而,当用H2SO4代替NH4OH时,烧杯内容物全都变成果冻状。
与干燥的、未洗涤过的倾倒物相比,干燥的、洗涤过的淤浆具有更高含量的镍。这仅仅是因为已经从淤浆中去除了都可溶的Na2SiO3和Na2CO3
由于从淤浆中分离出二氧化硅凝胶可能被证实是困难的,因此可以使用物理分离手段(例如离心或多孔膜),或化学工艺(例如絮凝)。
目标金属与助熔剂的比值很大程度上取决于倾倒物在水淬火后瓦解形成淤浆的能力。
将淤浆与二氧化硅凝胶分离可有利于收集目标金属,并且还有利于回收二氧化硅凝胶作为副产物。
另外,如果溶液为充分碱性的话,淤浆中存在的少量SiO2和Al2O3也可以溶解。
如果成本有效的乙酸(CH3COOH)可供用作淬火液,则会提供其他选择。
在红土缺乏SiO2的情况下,则可以将从淬火过程中获得的Na2SiO3加入到熔炉的前部。
倾倒与对淬火后的倾倒物进行下游处理之间所间隔的时间可能是重要的因素。这是因为该时间可能使得淬火产物的化学组成改变,这进而可能不利于进行下游处理。
淬火后溶液的颜色从(例如)淡黄色改变为暗棕色表明铁的溶解,如果是这样的话,镍和钴也可能溶解。
为了使冷却的倾倒物中产生较细的颗粒而不是团块,重要的是使倾倒物具有低粘度以及使之呈薄层状流动。
乙酸能溶解大多数的金属氧化物,包括红土中的镍和钴的那些氧化物。SiO2除外。乙酸与Na2CO3反应释放出CO2。当乙酸与Na2SiO3反应时,生成二氧化硅凝胶。在优选仅释放出目标金属的溶剂时(例如,如NH4OH所实现的那样),采用乙酸可能是不利的。
比起H2SO4,乙酸会溶解甚至更多的淬火红土。
超声波可以显著促进玻璃在水中的瓦解过程。但是,可能会出现能量成本这样的问题。
在倾倒物进入淬火工艺之后如果发生相分离,该相分离不会成为问题,条件是所有的倾倒物都瓦解为淤浆。
在淬火的水中存在一些镍和钴这可能表明下列两种情况中的一者:a)存在没有被过滤出的镍和钴的颗粒,或b)镍和钴的反应性非常强,以至于水可以将它们少量溶解。
当对熔体进行淬火时,最好是在即将进行淬火或空气冷却之前使倾倒物具有低的粘度和较高的温度。
熔体中的Na2O和淬火液中的NaOH都具有相同的效果。它们往往根据下列方程式将SiO2转化为水溶性的Na2SiO3
SiO2+Na2O>>>Na2SiO3
SiO2+2NaOH>>>Na2SiO3+H2O
所遇到的困难可能是上述反应是可逆的。SiO2可能对另一种化合物(例如Ni(OH)2)具有更强的亲和力。如果SiO2优先结合Ni而不是Na,则我们需要加入充足的Na以使SiO2游离。
向淬火浴中加入Na2CO3或NaOH能有助于将Ni和Co从淤浆中释放出来。向熔体中加入额外的Na2CO3也可以有助于Ni和Co的释放。
NaOH(如果在淬火浴中使用的话)应该能将二氧化硅凝胶保持在溶液中。不幸的是,使用NaOH作为淬火液进行的一个实验在倾倒物碰到淬火浴时导致相当剧烈的爆炸。
淤浆不应包含太多的Na。如果其包含太多的Na,这意味着洗涤和/或过滤不彻底或可溶性的玻璃根本没有被完全溶解。
淤浆的颜色不是某种物质被释放的明确指示。除了苏打和水玻璃之外在水中仅应存在极少量的释放物。氢氧化钴是橙色至粉红色的,但当其与二氧化硅结合时则为蓝色。如果镍是镍/钴混合物中的主要元素,则蓝色将占主导地位。氢氧化镍是绿色的,其与二氧化硅结合时仍保持为这种颜色。然而,在镍与NH4OH结合时,则变成群青色。
从淬火浴中还可以回收:
Na2CO3(过量的)            溶液
Na2SiO3                   溶液
NaOH(如果其为助熔剂的话)  溶液
SiO2(二氧化硅凝胶)        固体
在大气条件下淬火是优先的选择。然而,也可以采用在加压或减压条件下进行淬火。还可以使用氧化剂或还原剂。
本发明的方法和设备的一个优选方面是在主玻璃化炉和高温淬火浴中都包含移动加热区装置。所述移动加热区利用导电陶瓷(例如碳化硅或石墨电极)。优选的移动加热区电极可以利用AC或DC电流。在适合于采用AC电流作为加热源的情况下,电极材料可以由碳、钼、导电陶瓷、钨、铂、铌、钽等组成,它们可以单独使用或者组合成合金或与其他合适的材料组合成合金。
直流电通常用来对熔体进行电积,但是直流电或替代方式可以用来破坏熔体中的键或使之断裂。
然而,由碳化硅材料制得的移动加热区电极组件是本发明优选的设备。所述组件可以包括实心结构或网,由此当该组件横穿熔融介质和/或在熔融介质中旋转时,大部分颗粒会通过该组件。当然,较大的颗粒会保持与电极的网结构接触,使得能够高度定域地加热,从而将所述的大颗粒同化到熔融的本体介质中。
可供选用的另外一种方式是,可以将一个或多个加热区设置为静态加热区的形式。
金属回收
优选地将低粘度的均匀熔体在淬火浴中快速淬火,这保持了在熔炉中形成的目标金属的离子状态。快速空气冷却也是产生无定形的倾倒物的有效手段。
在水淬火浴中,镍离子和钴离子立即沉淀为氢氧化物或碳酸盐。
除了镍和钴沉淀出来,红土中的其他元素和化合物也以氧化物形式沉淀出来,所述氧化物即Al、Mg、Fe、Mn、Ca的氧化物和SiO2,所有这些组合在一起形成没有一定形状的淤浆。
在上述淤浆中,镍和钴为精细分散的形式,从而能够更容易地进行下游处理。
淤浆中目标金属的形式可以为下列形式中的任意一种或多种:氢氧化物、氧化物、碳酸盐、硅酸盐,或者可能以与其它元素(例如Fe)形成化合物的形式存在。目标金属的形式是确定回收途径时重要的步骤。
一旦确定了目标金属的形式,然后就进行分离并回收目标金属的下游步骤。
存在多种可用的选择。这些选择包括使用氨或碳酸铵、H2SO4或其他特殊溶剂。由于氨(NH4OH的形式)可以回收,因此使用它是有利的。
一旦镍和钴为离子形式,可以考虑用Na+作为可用的交换离子进行离子交换,以捕集镍和钴。可以使用来自天然沸石的斜发沸石。
可以在熔炉中以及可能在淬火浴中对熔体进行电积。优选通过以下方式对熔体进行电积:在主生产炉中提供电极(可以将主生产炉朝着熔炉的排放端方向平截,以提供额外的电极空间),或将形成的熔体排放到至少一个副炉中,该副炉特意装备并设计有用于对熔体产物进行电积的电极。可以并联提供任何副炉,以灵活地提供工作的副炉和不工作的副炉,从而允许在保持输出的同时替换电极。
用于在熔体中进行电积的优选方法为:将熔炉中提供的用于在熔体中提供额外热量的电极转换成DC电流。除了回收目标金属,上述操作通常还会使矿物中任何残余的强的矿物键断裂。这实质上有助于捕集在传统的下游工艺中未能被回收的目标金属。
在可供选择的实施方案中,可以采用强制沉淀机制来回收目标金属。例如,向熔体中加入铁/钢通常使得或强制使得在红土镍熔体中包含的镍和钴沉淀为相对较纯的、但是熔融的金属形式。对于红土镍熔体,使用铁/钢通常使得镍和钴优先于该熔体中的任何其他金属而从该熔体中沉淀出来。
通常,沉淀出的熔融金属镍和钴将根据密度而沉淀到熔体池的底部,其中,可以将这些目标金属与熔体中的其他废物或不太需要的金属组分分开地排出。
不希望被理论束缚,铁、镍和钴具有相似的原子量。因此,为了将镍和钴强制沉淀,加入到熔体中的铁/钢的量通常基本上等于矿物中镍和钴的总百分比含量。可以通过在原料中采样来获得矿物中镍和钴的百分比含量的近似值。原则上,对于其他目标金属,可以基于添加具有基本上相似分子量的沉淀形成性材料而采用同样的添加方案。
例如,如果矿物中镍和钴的含量分别为约1.6重量%和0.07重量%,则加入的铁/钢的量大约等于1.67重量%。为了尽可能地确保使沉淀形成性材料能够接触目标金属,可以构建过剩限(redundancymargin),使得沉淀形成性材料的量在目标金属的近似重量百分比之上约5%。
还优选的是,为了提高沉淀形成性材料每单位体积的表面积,以颗粒形式加入沉淀形成性材料。可以通过在向熔体中加入沉淀形成性材料之后搅动和/或搅拌熔体,从而增强沉淀形成性材料在熔体中的移动。
助熔剂的再生
由于成功地熔融包含目标金属的矿物可能需要非常高的用量水平的助熔剂,因此对本发明来说重要的是,该助熔剂能够在现场生成和/或再生。
作为例子,对于红土镍矿和硫化物矿而言存在两种优选的助熔剂选择。它们是Na2CO3和NaOH,二者都能向熔体提供所需的Na2O,并且通过与必要的二氧化硅结合,从而形成可溶性的Na2SiO3
碳酸钠(Na2CO3)
存在两种已知的以发明人命名的人工制造工艺。它们是Solvay和Hue工艺。这两种工艺都使用盐来制备Na2CO3
基本工艺为:
NaCl+NH3+CO2+H2O>>>NaHCO3+NH4Cl
将从上述反应中沉淀出的NaHCO3干燥从而生成:
2NaHCO3>>>Na2CO3+CO2
NH4Cl作为肥料出售。
注意:除了制造Na2CO3和NaOH都需要的NaCl之外,Na2CO3还需要CO2和NH3。需要燃烧石灰石来生成CO2。制造NH3需要复杂的设备,以分别独立地提供氮气和氢气。因此需要大规模的工业化学工艺设施来制备Na2CO3。有利的是NH3能被回收。
现场再生
现场制造Na2CO3的主要成分是CO2和钠,后者由Na2SiO3产生,Na2SiO3是在用本发明的工艺处理红土镍矿/精矿和/或硫化物矿/精矿时的副产物。
CO2的一个来源是生产炉的废气。如果需要,可以从其他的现场工业排气系统中获得额外的CO2
可以改变生产炉的能源。这些能源通常包括燃料油、煤粉、天然气和柴油/污油混合物。以甲烷为例:
CH4+2O2>>>CO2+2H2O
在再生中使用的CO2不必是纯的。不一定需要除去其中痕量的O2、N2、NO和SO2。这直接意味着废气可以被捕集并加以应用。还存在大量的氮气,其来自于燃烧时使用的空气。
因此,使CO2鼓泡通过淬火液和淤浆,优选地完成了以下两件事情:a)使二氧化硅凝胶沉淀,以及b)将Na2SiO3再生为Na2CO3
基本步骤
1.收集废气,特别是CO2组分。
2.淤浆洗涤水包含Na2SiO3,以及任何剩余的Na2CO3,两者都可溶于水。
3.使CO2通过该溶液,以根据下列方程式生成Na2CO3
Na2SiO3+CO2>>>Na2CO3+SiO2
不可溶的SiO2沉淀为二氧化硅凝胶。应当将二氧化硅凝胶收集并储存。
4.蒸发水以回收Na2CO3
5.在包括大气炉燃烧产物在内的任意CO2的存在下,以如下方式将NaOH转化为Na2CO3
2NaOH+CO2>>>Na2CO3+H2O
因此,实际上未能回收NaOH。这种因素对于助熔剂的性质没有任何影响,因为需要的是Na2O。
氢氧化钠(NaOH)
氢氧化钠通过电解卤水(NaCl)制得。这被称为“氯碱“工艺。
电解反应化学式为:
NaCl>>>Na++Cl-(溶解在水中)
Na++e-(在阴极上的反应)
2Cl+2e>>>Cl(在阳极上的反应)
2Na+2H2O>>>2NaOH+H2
在任意CO2(包括大气CO2)存在的情况下,以如下方式将NaOH转化为Na2CO3
2NaOH+CO2>>>Na2CO3+H2O
因此,如上所述,NaOH未能被回收。
为了回收Na2CO3/NaOH,首先使二氧化硅凝胶沉淀(该沉淀步骤为常规的工业步骤)。在使二氧化硅凝胶沉淀之后,用离心或滗析之类的工艺将溶液和凝胶分离。Na2CO3仍然留在溶液中,稍后通过蒸发而回收。
现场生产NaOH通常使用卤水或盐水。该工艺的一种副产物是氯气,其可以在本发明的工艺中得到综合利用,即通过将氯气转化为HCl,从而在处理红土时将Ni和Co从淬火淤浆中浸出。
本发明的最优选的工艺通常包括下列步骤:
1.调配并且制备合适的暂时性“玻璃”组合物。
2.将该组合物引入到玻璃熔融型熔炉中。
3.借助于合适的燃烧器和/或电极,使用气体、燃料油、电或其他可用的能源提供助熔和熔化温度(950℃-1150℃)。
4.一旦本体“玻璃”熔融,将所述移动加热区组件通电,并使其横穿熔炉内容物的熔融部分,从而进行额外的局部加热(大约1,250℃)。该步骤可以进行至少两次,从而实现最佳的供料同化。
5.一旦完成同化,则打开熔炉的出口闸门,使得所述熔融的暂时性“玻璃”受控地流到淬火槽中或使其快速地空气冷却。
6.在一些情况下,所述淬火槽可以包含浓盐水溶液和/或氢氧化钠,或弱酸溶液(例如HCl)。根据金属提取选择性可能需要使用熔盐(例如硝酸钾)作为淬火介质。在其他情况下,可能有用的是使用熔融金属(例如锡或铅)进行淬火。
7.通常,所述淬火使得熔体组分的大部分从熔体中沉淀出来。淬火液可以另外是其中立即或随后要实施电积技术的电解液。然后可以将由此生成的电解液方便地泵送到外部电积槽中,或将其储存并用于另外的物理和化学处理。
8.此外可以对电解质实施化学和热处理,以有助于依次去除矿物成分或金属成分。
9.原始“玻璃”组合物的多种残余成分可以直接再循环到该工艺中,和/或用作农业和建筑应用的无毒性集料(包括含有二氧化硅的凝硬性物质)。
对本发明的方法进行设计,以允许输出-输入-补充方案达到平衡;由此相应地提高熔化室以及淬火槽的生产能力。
优选的是将本发明的设备和方法用来处理铂族元素(PGE)、难处理的金、贱金属精矿和高硅含量的银,以及其它金属和矿物。本发明能够处理所有的种类广泛的红土镍矿、PGE和难处理的金、用现有的处理和回收工艺不能实现的状况。
本发明的工艺还能够将多种稀土金属彼此分离,以及将其与伴生的矿物基质分离。可以采用本发明来分离的稀土金属包括镧、铈、镨、钕、钷、钐、铕、钆、铽、镝、钬、铒、铥、镱、镥、钇和钪。该方法还可以用于对环境有害的金属(例如镉和汞)。此外,还证实可以从菱镁矿中分离镁。
通常,分离稀土金属的方法包括使包含稀土的矿物与助熔剂(例如硼砂、碳酸钠或苛性钠)和大约35%的二氧化硅混合,以在大约1050℃至1350℃之间的炉温下形成“玻璃”。
本发明有三种独立的可能的金属回收方法。包括:
1.从阴极回收;
2.从溶液中回收,以及
3.从淤浆中回收(现有的方法是对红土镍矿进行堆浸。由于矿物结合牢固,因此这些堆浸方法目前已经证实是低效的,并且即使对于价格昂贵的金属而言也接近于不经济。然而,在单独进行本发明的熔炉处理时,特别是如果包括在熔体中进行电积,则目标金属就变得非常易于捕集和回收)。
优选向熔体中加入铁以使镍和钴沉淀。
在本说明书中使用的术语“玻璃”不是用来表示结晶结构,而是表示在冷却时为吸湿性并且通常为无定形的离子熔体结构。在冷却时这种结构可部分地玻璃化,但通常在使用合适的助熔剂材料时,其一般保持为非固体非结晶的结构。
附图简要说明
参照下列附图对本发明的多种实施方案进行说明,其中:
图1为根据本发明的优选实施方案的处理装置的侧视剖视图。
图2为在图1中示出的处理装置的俯视剖视图。
图3为根据本发明的第二优选实施方案的处理装置的侧视剖视图。
图4为在图3中示出的处理装置的俯视剖视图。
图5为根据本发明的第三优选实施方案的处理装置的侧视剖视图。
图6为在图5中示出的处理装置的俯视剖视图。
图7是在本发明方法的优选实施方案的试验中获得的结果记录页的正面。
图8为图7所示的结果记录页的背面。
图9是在本发明方法的优选实施方案的试验中获得的结果记录页的正面。
图10为图9所示的结果记录页的背面。
图11是在本发明方法的优选实施方案的试验中获得的结果记录页的正面。
图12为图11所示的结果记录页的背面。
图13是在本发明方法的优选实施方案的试验中获得的结果记录页的正面。
图14为图13所示的结果记录页的背面。
图15是在本发明方法的优选实施方案的试验中获得的结果记录页的正面。
图16为图15所示的结果记录页的背面。
优选实施方案的详细描述
根据特别优选的实施方案,本发明提供使用玻璃化工艺从金属天然矿物和精矿中提取这些金属的方法和设备。
在讨论优选实施方案的操作时仅仅考虑了为镍/钴红土的矿物,但是本发明的方法同样可以用于处理硫化物矿/精矿,包括难处理的金以及存在有含砷黄铁矿的难处理的金。
目前已经对三种红土进行了测试,其中两种来自印度,一种来自西澳大利亚州。最初关注的是来自西澳大利亚州的红土。
分别使用两种独立的样品,LH和LH2。LH2的典型的组分分析如下:
Ni   CoO    Cr2O3  Al2O3  CaO  MgO  Fe2O3  SiO2  LOI%
1.73 0.074  0.10   0.93   0.04 3.15 14.315 0.69  19.2
对于被处理的红土镍而言,在示例性实施方案中使用的玻璃形成性基材的组成如下:
Figure BPA00001332022700301
对红土镍进行的处理工艺如下:
1.制备上述合适的暂时性“玻璃”组合物。
2.将该组合物引入到玻璃熔融型熔炉中。
3.借助于合适的燃烧器和/或电极,使用气体、燃料油、电或其他可用的能源提供助熔和熔化温度(950℃-1150℃)。
4.一旦本体材料熔融,将所述移动加热区组件通电,并使其横穿熔炉内容物的熔融部分,从而进行额外的局部加热(大约1,250℃)。该步骤可以进行至少两次,从而实现最佳的供料同化。
5.一旦完成同化,则打开熔炉的出口闸门,以允许所述熔融的暂时性“玻璃”受控地流到淬火槽中或使其快速地空气冷却。
6.在该示例性实施方案中,淬火槽包含卤水溶液。
7.所述淬火的结果使得熔体组分的大部分从熔体中沉淀出来。
在上述工艺中使用的生产装置的三种可供选用的形式在图1至6中示出。
图1示出“玻璃”熔化室或熔炉A以及淬火槽B的第一优选实施方案的横截面和平面图。在图1至6中,存在下列系统部件:
10 熔融的“玻璃”
11 产生移动加热区或高温区的电极组件
13 原料进入点
14 内部玻璃出口塞
15 外部玻璃出口塞
16 电积组件
17 电积组件
18 淬火液/电解液(g、h、i,仅是可选项)
19 金属槽材料(在存在腐蚀性材料的情况下,仅是可选项)
20 高温区
21 淬火液/电解液出口阀
图1和2示出熔炉或熔融室以及淬火槽的截面图,其中离子熔体出口塞14和15处于打开位置,从而允许离子熔体10进入淬火槽B内。移动加热区电极组件11在至少两次横扫熔化室A之后,被显示为处于其离开位置。
在图1和2中示出的本发明的实施方案还具有用于对熔炉A加热的一对燃烧器25,以及用于捕集热量的排气装置(exhaust)26。
在图1和2的实施方案中还示出了表面下进气系统23,虽然其被显示为较靠近熔炉A的排放端,但是其通常被设置为靠近进口端。设置表面下进气系统23是为了促进在熔炉A中的混合。其可使用空气和/或蒸汽,并且允许脉冲式或间断式地注入以及稳流式注入。
淬火槽B具有液体出口21和淤浆排出口22。淤浆排出口22位于槽B的下部、分级格栅(grading grill)24的下面,分级格栅24通常用于破坏在熔融混合物10进入淬火槽B后可能形成的任何较大的淤浆团块。
图3和4示出生产炉和淬火槽的可供选用的另一个实施方案。在这些图中,示出在熔体内产生较高温度区的优选的移动电极组件11,还示出由其产生的移动加热区20。在大多数其他方面,在图3和4中示出的实施方案类似于图1和2中示出的实施方案。
图5和6示出离子熔体室和淬火槽的视图,其示出废热回收/再生室27和燃烧器组件25。应当注意,可以采用多个燃烧器/排气组件,以用于较大容量的室和/或提高传热效率。
目前已经在小的坩埚熔炉中进行了所有的概念性实验验证(超过300个独立试验)。该熔炉具有耐火砖内衬、为隔热的,并且均被包封在钢衬中。该熔炉被设计为采用可以充裕地容纳300g投料的陶瓷坩埚。该熔炉具有中心铰链盖,其具有中心孔。该孔起到三个主要作用。第一个作用是观察投料,第二个作用是为搅拌棒提供入口,而第三个作用是提供唯一的排气口。
使用常规的家用气罐通过丙烷气体的燃烧来加热熔炉。该气体通过下部的切向入口进入。借助于小的电动离心鼓风机,该气体使得温度最高可达到1150℃。通常在炉温达到300℃后启动该鼓风机。使可移动的热电偶位于与气体入口相对的位置处。该热电偶进而与壁挂式温度显示面板相连。
在该测试炉中,已经获得图7至16中示出的结果来验证本发明。
第一步是仅加入助熔剂,然后熔融,从而生成初始的熔融助熔剂池。
如通过冒泡(efc)增加所观察到的那样,已经证明与加入较细的颗粒相比,较粗的颗粒(2-8m)具有更高的反应性。因此通常不需要对生产炉的矿物供料进行研磨。避免研磨已成为本发明的主要的成本优点。粉碎至10mm应当就足够了。助熔剂的高度侵蚀性表明进料尺寸甚至可以大于10mm。
接下来的步骤是以少量、多次的方式加入红土以及额外的助熔剂,每次加料之后进行搅拌。
新加入的物料倾向于熔化为“团块”。在破坏这些熔结的团块时,一些细小的核扩散到空中。在生产炉中,这种情况可能造成损失。然而,在大规模生产时,通过用细的供料流和喷气搅拌,这样的损失将不会发生。
在每次搅拌后,坩埚搅拌棒的顶端迅速沾上厚厚的一团坩埚内容物。在每次搅拌后该厚厚的一团坩埚内容物立即破碎,并返回到坩埚中,从而允许再熔融。
在即将倾倒之前,在坩埚内容物中往往还存在冒泡和/或鼓泡现象。这表明坩埚内容物还没有达到其最终温度,并且消化并不完全。如果已经消化完红土颗粒,则倾倒物为均匀的流体,并且已经达到最终温度,这时应进行倾倒。这表明增加停留时间效果不大。
本发明的目的是使熔炉停留时间尽可能最短,然后排出。这使得熔炉产率和效率提高。
需要逐项地仔细评估提高炉温和延长停留时间这二者在商业/生产方面的平衡。目前的研究结果表明在第一次添加矿物和倾倒之间的时间间隔应少于40分钟。最后一次添加矿物与倾倒之间的时间间隔为5-10分钟。
倾倒物应当是均匀的。这表明矿物与助熔剂的比值在平衡状态。在早期,首先使助熔剂熔化,然后倾倒含矿物质,其被冷却为淡黄色块状物。这种不均匀的倾倒物显示出混合物中助熔剂过量,或是采用了无助于瓦解矿物颗粒的不合适的助熔剂(例如过量的氯化钠)。该助熔剂的分析结果显示出仅存在痕量的镍。
有利的是确保温度提高至超过1000℃,然后立即进行倾倒。这有助于降低倾倒物的粘度,使其具有接近于从适中到稀蜂蜜那样的稠度。
生产炉
已经对本发明可用的生产炉的尺寸进行了计算。基于每分钟3干吨或每天4,300干吨红土的生产率、以及35分钟的总停留时间,所计算的熔炉的内部面积为7米×20米。
熔炉设计和建造工程师对已经装备、安装和试运转的7米×18米内部尺寸的生产炉进行了预可行性评估,其中所估测的熔炉天然气消耗量为40,000立方米/天。
因此,在熔炉的尺寸从7米×18米扩大到7米×20米时,则应允许每天消耗50,000立方米。
与传统的玻璃熔炉相比,本发明熔炉的生产能力提高表明了磨耗也增加。因此,需要设计初始构造和主要维护程序,以适应该方面。在需要重新铺设内衬之前期望生产炉的工作寿命超过四年。
向熔炉中供料沿着传统的大尺寸玻璃熔炉的管线进行。将矿物与任何助熔剂预混合。
在生产炉中,用废热对供料进行预加热。西澳大利亚州红土的矿物供料的水含量可能为25-30%。其中一些水分在预加热中会损失掉。然而,不期望向熔炉中直接加入湿的矿物,以免导致问题。事实上,蒸汽的产生还可能有助于搅拌。
有助于熔炉内容物混合的实用方法为设置地装式空气喷射装置。这些喷射装置通常供有恒定的低压、以及周期性的脉冲高压。在实际中,这些表面下喷射装置靠近供料端,而不是排放端。
使用表面下低压空气(可能含有蒸汽)有助于熔炉内容物的混合。以脉冲方式引入的空气/蒸汽更进一步有助于混合。
生产炉设计包括伸到熔体中的电极。玻璃在熔融状态下导电,而在固态下不导电。这些电极可以为促进熔融和搅拌过程的AC,或为DC。目前已在坩埚试验中对DC电极进行了试验。在熔体内的持续时间低至8分钟。LH2材料的最近试验表明在2伏特和3安培下的持续时间为10分钟。这些电极均为碳电极,但是阴极应当为另外的元素(例如钼)。DC电极的作用主要是有助于使熔体中的化合物的任何二氧化硅键断裂。
还优选的是,电极应当是水平取向而不是竖直取向的。
在熔体内电积(EW)可以用作将镍和钴均直接沉积到阴极上的手段,条件是铁的电积能够被减少到最低程度。
为了保护在高温生产炉中的电极,可以将电极包封在优质的多孔陶瓷的松套中。
目前使用的电极为碳。由于碳电极在熔炉气氛的空气组分中燃烧,因此在生产炉中需要其他电极(例如钼)。
已经考虑使用旋转炉。旋转炉唯一可能的用途是将主炉的供料预加热。然而,似乎通过传统的预加热工艺可以实现上述步骤,因此不需要旋转炉。
可能需要的是通过静电沉积器将炉气中的固体清除。另外,由于环境原因,可能需要回收HCl、SO2和NO气体。
在本说明书和权利要求书(如果使用的话)中,词语“包括(含)”及其衍生词包括所述的每一个整数,但不排除包括一个或多个其他整数。
在本说明书中所述的“一个实施方案”或“实施方案”是指结合该实施方案描述的具体的特征、结构或特点包括在本发明的至少一个实施方案中。因此,在本说明书全文中各处出现的短语“在一个实施方案中”或“在实施方案中”并非都是指同一个实施方案。此外,具体的特征、结构或特点可以以任何合适的方式以一种或多种相组合。
按照法律规定,已经用语言大致针对结构特征或方法特征对本发明进行了描述。应当理解,本发明并不限于所示出或描述的具体特征,因为本文描述的装置包括将本发明付诸实践的优选形式。因此,本发明要求保护由本领域技术人员适当解释的所附权利要求书的合适范围内的任何形式或变型(如果有的话)。

Claims (19)

1.一种从矿物或精矿中提取金属的方法,包括下列步骤:
在存在合适的助熔剂材料以降低包含目标金属的混合物的熔融温度的条件下,在加热的处理容器中在用于形成均匀熔体的最低温度下使所述包含目标金属的混合物熔融,以制备熔融的离子基质,其中该熔融的离子基质主要为无定形的并且为吸湿性的;以及
冷却所述基质。
2.一种从包含目标金属的混合物中提取目标金属的方法,包括下列步骤:
在存在合适的助熔剂材料以降低包含目标金属的混合物的熔融温度的条件下,在加热的处理容器中在用于形成均匀熔体的最低温度下使所述包含目标金属的混合物熔融,以制备熔融的离子基质,其中所述均匀熔体至少包含所述目标金属和二氧化硅;以及
冷却所述基质。
3.根据权利要求1或权利要求2所述的方法,其中所述熔融的离子基质中存在有二氧化硅,并且该二氧化硅的含量为总量的约30质量%。
4.根据权利要求3所述的方法,其中如果由于所述包含目标金属的混合物或合适的助熔剂材料的组成而导致不存在二氧化硅,则将二氧化硅添加到所述熔融的离子基质中。
5.根据前述权利要求中任一项所述的方法,其中所述熔融的离子基质为无定形的可溶性混合物。
6.根据前述权利要求中任一项所述的方法,其中将所述助熔剂加入到处理容器中,然后加热以形成熔融的助熔剂池,并将所述包含目标金属的混合物逐步地加入到所述熔融的助熔剂池中。
7.根据前述权利要求中任一项所述的方法,其中助熔剂与包含目标金属的材料的比值介于约1∶0.5的下限和1∶3的上限之间。
8.根据权利要求7所述的方法,其中助熔剂与包含目标金属的材料的最佳比值为约1∶1。
9.根据前述权利要求中任一项所述的方法,还包括对所述熔融的离子基质进行电积的步骤。
10.根据前述权利要求中任一项所述的方法,还包括在淬火流体中对所述熔融的离子基质进行淬火的步骤。
11.根据权利要求11所述的方法,其中所述流体为气体。
12.根据权利要求11或12所述的方法,还包括对所述淬火流体进行电积的步骤。
13.根据前述权利要求中任一项所述的方法,还包括采用强制沉淀机制回收所述目标金属的步骤。
14.根据权利要求11所述的方法,还包括使用CO2将所述助熔剂材料再生的步骤,其中所述CO2是由用于加热所述加热的处理容器的燃烧过程产生的。
15.一种用于从包含目标金属的混合物中提取目标金属的装置,所述装置包括:
加热的处理容器,该处理容器用于在存在合适的助熔剂材料以降低包含目标金属的混合物的熔融温度的条件下,在用以形成均匀的熔融的离子基质的最低温度下,使所述包含目标金属的混合物熔融,其中所述均匀的熔融的离子基质至少包含所述目标金属;以及
相联的冷却组件,其适合于冷却所述均匀的熔融的离子基质。
16.根据权利要求16所述的装置,其中所述加热的处理容器还设置有一个或多个电极。
17.根据权利要求17所述的装置,其中所述一个或多个电极通有AC电流,以增加所述熔融的离子基质的热量。
18.根据权利要求17所述的装置,其中所述一个或多个电极通有DC电流。
19.根据权利要求17至19中任一项所述的装置,其中所述的一个或多个电极能够在所述加热的处理容器中移动。
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Cited By (3)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN109001007A (zh) * 2018-08-22 2018-12-14 汉能新材料科技有限公司 一种物料的处理方法
CN113970530A (zh) * 2021-10-25 2022-01-25 攀钢集团攀枝花钢铁研究院有限公司 一种同时测定硅钙系铁合金中碳和硫含量的测试方法
CN114619588A (zh) * 2022-01-07 2022-06-14 农业农村部环境保护科研监测所 一种利用猪粪提取的溶解性有机质和针铁矿在多孔介质中分离微塑料和纳米塑料的方法

Families Citing this family (14)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
BRPI0811938A2 (pt) 2007-05-21 2014-11-25 Exploration Orbite Vspa Inc Processos para a extração de alumínio e de ferro a partir de minérios aluminosos
CN102643976B (zh) * 2011-02-21 2013-10-30 宝山钢铁股份有限公司 用于红土镍矿生产镍铁颗粒的复合添加剂及其使用方法
RU2588960C2 (ru) 2011-03-18 2016-07-10 Орбит Элюминэ Инк. Способы извлечения редкоземельных элементов из алюминийсодержащих материалов
AU2012250460B2 (en) 2011-05-04 2015-11-26 Orbite Aluminae Inc. Processes for recovering rare earth elements from various ores
CA2834356C (en) 2011-06-03 2014-11-25 Orbite Aluminae Inc. Methods for preparing hematite
AU2012308068B2 (en) 2011-09-16 2015-02-05 Aem Technologies Inc. Processes for preparing alumina and various other products
WO2013104059A1 (en) 2012-01-10 2013-07-18 Orbite Aluminae Inc. Processes for treating red mud
EP2838848B1 (en) 2012-03-29 2019-05-08 Orbite Technologies Inc. Processes for treating fly ashes
RU2597096C2 (ru) 2012-07-12 2016-09-10 Орбит Алюминэ Инк. Способы получения оксида титана и различных других продуктов
US9353425B2 (en) 2012-09-26 2016-05-31 Orbite Technologies Inc. Processes for preparing alumina and magnesium chloride by HCl leaching of various materials
EP2920114A4 (en) 2012-11-14 2016-03-02 Orbite Aluminae Inc PROCESS FOR PURIFYING ALUMINUM IONS
WO2014169322A1 (en) * 2013-04-18 2014-10-23 Valdrew Nominees Pty Ltd Recovery of rare earth elements
CN115245945B (zh) * 2021-11-26 2023-11-17 浙江遂昌汇金有色金属有限公司 基于贵金属回收的废渣处理系统及其处理方法
CN118147437B (zh) * 2024-05-13 2024-07-12 烟台金鹏矿业机械有限公司 一种双叶轮浸出搅拌槽

Family Cites Families (3)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US3264096A (en) * 1963-12-19 1966-08-02 United States Steel Corp Method of smelting iron ore
ZA725489B (en) * 1972-08-10 1973-09-26 Swarsab Mining Improvements in or relating to the separation and purification of platinum group metals and gold
US4790872A (en) * 1988-01-19 1988-12-13 Hamilton Specialty Bar Division Of Slater Industries, Inc. Additive for promoting slag formation in steel refining ladle

Cited By (5)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN109001007A (zh) * 2018-08-22 2018-12-14 汉能新材料科技有限公司 一种物料的处理方法
CN113970530A (zh) * 2021-10-25 2022-01-25 攀钢集团攀枝花钢铁研究院有限公司 一种同时测定硅钙系铁合金中碳和硫含量的测试方法
CN113970530B (zh) * 2021-10-25 2023-03-17 攀钢集团攀枝花钢铁研究院有限公司 一种同时测定硅钙系铁合金中碳和硫含量的测试方法
CN114619588A (zh) * 2022-01-07 2022-06-14 农业农村部环境保护科研监测所 一种利用猪粪提取的溶解性有机质和针铁矿在多孔介质中分离微塑料和纳米塑料的方法
CN114619588B (zh) * 2022-01-07 2024-04-09 农业农村部环境保护科研监测所 一种利用猪粪提取的溶解性有机质和针铁矿在多孔介质中分离微塑料和纳米塑料的方法

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CA2731859A1 (en) 2010-01-28

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