CN107532235B - 矿石浆料前处理方法、矿石浆料制造方法 - Google Patents

矿石浆料前处理方法、矿石浆料制造方法 Download PDF

Info

Publication number
CN107532235B
CN107532235B CN201680026690.5A CN201680026690A CN107532235B CN 107532235 B CN107532235 B CN 107532235B CN 201680026690 A CN201680026690 A CN 201680026690A CN 107532235 B CN107532235 B CN 107532235B
Authority
CN
China
Prior art keywords
ore slurry
ore
slurry
separation process
specific gravity
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.)
Expired - Fee Related
Application number
CN201680026690.5A
Other languages
English (en)
Other versions
CN107532235A (zh
Inventor
樋口浩隆
今村正树
Current Assignee (The listed assignees may be inaccurate. Google has not performed a legal analysis and makes no representation or warranty as to the accuracy of the list.)
Sumitomo Metal Mining Co Ltd
Original Assignee
Sumitomo Metal Mining Co Ltd
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 Sumitomo Metal Mining Co Ltd filed Critical Sumitomo Metal Mining Co Ltd
Publication of CN107532235A publication Critical patent/CN107532235A/zh
Application granted granted Critical
Publication of CN107532235B publication Critical patent/CN107532235B/zh
Expired - Fee Related legal-status Critical Current
Anticipated expiration legal-status Critical

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
    • C22B23/005Preliminary treatment of ores, e.g. by roasting or by the Krupp-Renn process
    • 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
    • C22B23/04Obtaining nickel or cobalt by wet processes
    • C22B23/0407Leaching processes
    • 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
    • C22B23/04Obtaining nickel or cobalt by wet processes
    • C22B23/0407Leaching processes
    • C22B23/0415Leaching processes with acids or salt solutions except ammonium salts solutions
    • 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
    • C22B23/04Obtaining nickel or cobalt by wet processes
    • C22B23/0407Leaching processes
    • C22B23/0415Leaching processes with acids or salt solutions except ammonium salts solutions
    • C22B23/043Sulfurated acids or salts thereof
    • 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
    • C22B23/04Obtaining nickel or cobalt by wet processes
    • C22B23/0453Treatment or purification of solutions, e.g. obtained by leaching
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B3/00Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes
    • C22B3/04Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes by leaching
    • C22B3/06Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes by leaching in inorganic acid solutions, e.g. with acids generated in situ; in inorganic salt solutions other than ammonium salt solutions
    • C22B3/08Sulfuric acid, other sulfurated acids or salts thereof
    • 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

  • Chemical & Material Sciences (AREA)
  • Engineering & Computer Science (AREA)
  • Organic Chemistry (AREA)
  • Materials Engineering (AREA)
  • Mechanical Engineering (AREA)
  • Metallurgy (AREA)
  • Manufacturing & Machinery (AREA)
  • Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
  • Environmental & Geological Engineering (AREA)
  • General Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
  • Geochemistry & Mineralogy (AREA)
  • Geology (AREA)
  • Inorganic Chemistry (AREA)
  • Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)

Abstract

一种镍氧化物矿石的湿式冶炼方法,其能够在不降低镍的实际收率的情况下有效地减少浸出工序中的酸的用量、最终中和工序中的中和剂用量。本发明的矿石浆料前处理方法是供镍氧化物矿石的湿式冶炼方法中的浸出处理用的矿石浆料的前处理方法,该方法包括:第一分离工序,以一~三级的方式使用水力旋流器、密度分选机中的至少一种来将矿石浆料分离成粗颗粒部和细颗粒部,将该细颗粒部供给至浸出处理;第二分离工序,至少使用螺旋选矿机将在第一分离工序中分离出的粗颗粒部分离成重比重部和轻比重部,将该重比重部供给至浸出处理;振动筛工序,通过振动筛将在第二分离工序中分离出的轻比重部分离成筛上部和筛下部,将该筛下部的矿石浆料供给至浸出处理。

Description

矿石浆料前处理方法、矿石浆料制造方法
技术领域
本发明涉及矿石浆料的前处理方法,更详细而言,涉及供镍氧化物矿石的湿式冶炼方法中的浸出处理用的矿石浆料的前处理方法,以及供该浸出处理用的矿石浆料的制造方法。
背景技术
近年来,关于镍氧化物矿石的湿式冶炼方法,使用硫酸的高压加压酸浸出法(HighPressure Acid Leach)备受关注。该方法与作为以往的常规镍氧化物矿石的冶炼方法的干式冶炼方法不同,其不包括还原及干燥工序等干式工序,自始至终由湿式工序构成,因此,在能量及成本上有利。另外,还具有的优点是:能够得到使镍品位提高至50质量%(以下,“质量%”也简称为“%”)左右的含镍的硫化物(以下,也称为“镍硫化物”)。对镍氧化物矿石进行浸出而得到浸出液,通过对该浸出液进行净液后,吹入硫化氢气体使硫化反应发生,从而沉淀生成镍硫化物(硫化工序)。
对于通过这样的高温加压酸浸出法使金属从镍氧化物矿石浸出的工序(以下,也简称为“浸出工序”)而言,除了作为回收对象的镍、钴以外,铁、镁、锰、铝等杂质元素也被硫酸浸出,因此处理中需要过量的硫酸。
另外,在回收镍、钴的硫化工序中,镍和钴被选择性地以硫化物的形式回收,但是,在浸出工序的浸出处理中被浸出的铁、镁、锰、铝等大部分杂质元素却不形成硫化物,而残留在分离了硫化物后的贫液中。为了使该贫液排出,需要在最终中和工序中通过中和处理使残留在贫液中的金属离子沉淀并去除。
其中,通常在最终中和工序中采用的方法是:通过在经过硫化工序而得到的贫液中添加石灰石浆料,使该贫液的pH上升至5左右,从而去除铁、铝,然后添加消石灰浆料使pH上升至9左右而去除镁、锰。因此,由于消石灰浆料的所需量(添加量)是由残留在贫液中的镁离子及锰离子的量决定的,所以,当镍氧化物矿石中的镁含量、锰含量多时,就需要大量的消石灰浆料。
在专利文献1中公开了如下技术:针对基于高温加压浸出且从镍氧化物矿石中回收镍的湿式冶炼方法,通过简化浸出工序和固液分离工序、减少中和工序中的中和剂消耗量和沉淀物量、进一步有效地反复使用水的方法,从而提供了一种工艺整体上简单且高效的冶炼方法。但是,专利文献1中没有公开的是,关于减少浸出工序的浸出处理中使用的硫酸的用量、或减少上述最终中和工序中的消石灰的用量的技术思想。另外,对于镍氧化物矿石的湿式冶炼而言,在减少酸、中和剂的用量时,当然还要求在几乎不降低镍的实际收率的情况下减少其用量。
现有技术文献
专利文献
专利文献1:日本特开2005-350766号公报。
发明内容
发明要解决的课题
本发明是鉴于上述事实而提出的,其目的在于,提供一种在镍氧化物矿石的湿式冶炼方法中、能够更有效地抑制镍的实际收率的降低并有效地减少浸出工序中硫酸的用量、最终中和工序中消石灰等中和剂的用量的方法。
解决课题的方案
本发明人等为了解决上述课题而反复进行了潜心探讨。其结果发现,通过对供镍氧化物矿石的湿式冶炼方法的浸出工序中的浸出处理用的矿石浆料实施特定的前处理,能够使镍的实际收率的降低抑制为极低水平,并且使硫酸、消石灰等的在冶炼工艺中使用的药剂用量降低,最终完成了本发明。即,本发明提供以下的方案。
(1)本发明的第一发明是一种矿石浆料的前处理方法,其是供镍氧化物矿石的湿式冶炼方法中的浸出处理用的矿石浆料的前处理方法,包括:第一分离工序,以一~三级的方式使用水力旋流器(hydrocyclone)、密度分选机(density separator)中的至少一种,将矿石浆料分离成粗颗粒部和细颗粒部,将该细颗粒部供给至前述浸出处理;第二分离工序,至少使用螺旋选矿机(spiral concentrator)将在前述第一分离工序中分离出的前述粗颗粒部分离成重比重部和轻比重部,将该重比重部供给至前述浸出处理;振动筛工序,通过振动筛将在前述第二分离工序中分离出的前述轻比重部分离成筛上部和筛下部,将该筛下部的矿石浆料供给至前述浸出处理。
(2)本发明的第二发明是根据第一发明所述的矿石浆料的前处理方法,其中,前述振动筛的筛孔尺寸是300μm以上。
(3)本发明的第三发明是根据第一或第二发明所述的矿石浆料的前处理方法,其中,在前述矿石浆料中,前述第一分离工序中分离出的前述粗颗粒部中的粒径小于45μm的粒子在固体成分中为35质量%以下。
(4)本发明的第四发明是根据第一至第三中的任一项发明所述的矿石浆料的前处理方法,其中,前述第一分离工序包括:分级分离工序,将前述矿石浆料供给至前述水力旋流器进行分级分离;以及,比重分离工序,将在前述分级分离工序中通过前述水力旋流器分级出来的底流(under flow)供给至前述密度分选机,按照比重进行分离。
(5)本发明的第五发明是根据第一至第四中的任一项发明所述的矿石浆料的前处理方法,其中,前述镍氧化物矿石的湿式冶炼方法包括:矿石浆料化工序,形成前述镍氧化物矿石的浆料(矿石浆料);浸出工序,对前述矿石浆料添加硫酸并在高温高压下实施浸出处理;固液分离工序,一边对得到的浸出浆料进行多级洗涤,一边分离出残渣,得到含有镍与杂质元素的浸出液;中和工序,调节前述浸出液的pH,将含前述杂质元素的中和沉淀物分离,得到含镍的中和终液;硫化工序,对前述中和终液实施硫化处理,生成含镍的硫化物、以及贫液;最终中和工序,回收前述硫化工序中排出的贫液并进行无害化处理。
(6)本发明的第六发明是矿石浆料的制造方法,其是供镍氧化物矿石的湿式冶炼方法中的浸出处理用的矿石浆料的制造方法,其包括:矿石浆料化工序,由前述镍氧化物矿石得到粗矿石浆料;第一分离工序,以一~三级的方式使用水力旋流器和密度分选机中的至少一种,将前述粗矿石浆料分离成粗颗粒部和细颗粒部;第二分离工序,至少使用螺旋选矿机将在前述第一分离工序中分离出的前述粗颗粒部分离成重比重部和轻比重部;振动筛工序,通过振动筛将在前述第二分离工序中分离出的前述轻比重部分离成筛上部和筛下部;矿石浆料浓缩工序,将在前述第一分离工序中分离出的前述细颗粒部的矿石浆料、在前述第二分离工序中分离出的前述重比重部的矿石浆料以及在前述振动筛工序中分离出的前述筛下部的矿石浆料装入固液分离装置,将该矿石浆料所含的水分分离去除而浓缩矿石成分。
发明效果
根据本发明,能够在镍氧化物矿石的湿式冶炼方法中更有效地抑制镍的实际收率的降低并有效地减少浸出工序中硫酸的用量、最终中和工序中消石灰等中和剂的用量。
附图说明
图1是表示矿石浆料的前处理方法的流程的一个示例的工序图。
图2是表示镍氧化物矿石的湿式冶炼工艺流程的一个示例的工序图。
具体实施方式
以下,详细说明本发明的具体实施方式(以下称为“本实施方式”)。需要说明的是,本发明不受以下的实施方式的限定,能够在不改变本发明的主要思想的范围内作各种变形。
《1.矿石浆料的前处理方法》
本实施方式的矿石浆料的前处理方法是在镍氧化物矿石的湿式冶炼方法中供浸出处理用的镍氧化物矿石浆料的前处理方法,该浸出处理基于例如高温高压酸浸出进行。具体而言,该矿石浆料的前处理方法如图1所示的工序图那样,包括:第一分离工序,将镍氧化物矿石的矿石浆料分离成粗颗粒部和细颗粒部,例如该粗颗粒部中的粒径小于45μm的颗粒在固体成分中为35质量%以下,将该细颗粒部供给至浸出处理;第二分离工序,用螺旋选矿机将分离出的粗颗粒部按照比重分离成重比重部和轻比重部,将重比重部供给至浸出处理;振动筛工序,通过振动筛将分离出的轻比重部分离成筛上部和筛下部,将该筛下部的矿石浆料供给至浸出处理。
在此,已知的是,在镍氧化物矿石的湿式冶炼方法中,作为原料矿石的镍氧化物矿石中,存在作为镍、钴以外的金属成分的铁、镁、锰、铝等元素,所以在浸出工序的浸出处理中使用的硫酸量、在最终中和工序的中和处理中使用的消石灰等中和剂量会增加。此类金属元素主要以脉石成分混入供浸出处理用的镍氧化物矿石的浆料中(矿石浆料)。本发明人发现,该脉石成分是矿石浆料中的粗颗粒粒子,例如是粒径为45μm以上的粗颗粒粒子,而且以轻比重粒子的形式存在。
因此,实施前处理,在供浸出工序中的浸出处理用的矿石浆料中,将粗颗粒的矿石分离,进而从该粗颗粒的矿石中分离出轻比重粒子,在此基础上,通过振动筛除去该轻比重粒子的矿石。由此,能够最小限度地抑制镍的实际收率的降低,并且有效地使浸出工序中的硫酸用量、最终中和工序中的消石灰用量降低。以下,针对各个工序进行说明。
<1-1.第一分离工序>
在第一分离工序中,将镍氧化物矿石的矿石浆料分离成“粗颗粒部”和“细颗粒部”,例如,“粗颗粒部”中的粒径小于45μm的粒子在固体成分中为35质量%以下。分离得到的细颗粒部成为直接供于浸出处理的矿石浆料。
在第一分离工序中,通过使用分级分离设备或比重分离设备,并确定其运行条件,从而能够分离成粗颗粒部和细颗粒部,对于该粗颗粒部而言,矿石浆料中粒径小于45μm的粒子的比例是35质量%以下。
更具体而言,以一~三级的方式使用水力旋流器和密度分选机中的至少一种来进行第一分离工序中的分离处理。对于这样的采用水力旋流器、密度分选机的分离处理,因为其能够根据粒度将矿石浆料高精度地分离成底流和溢流(over flow),所以优选。
特别是,在该分离处理中,更优选的是,首先,将矿石浆料供给至水力旋流器进行分级分离(该处理工序也称为“分级分离工序”),接着,将在该分级分离工序中通过水力旋流器分级出的底流供给至密度分选机,按照比重进行分离(该处理工序也称为“比重分离工序”)。
也就是说,在湿式冶炼方法中处理的镍氧化物矿石(矿石浆料)是大量的,而且该矿石浆料的粒子较细,例如80%~95%比例的粒子的粒径小于45μm。因此,在第一分离工序中,最开始优选实施利用水力旋流器的分级分离处理,水力旋流器适用于处理大量的矿石浆料,并且适用于对细颗粒部即溢流的分配较多时的处理。
然后接下来,优选对要处理的量已大大减少的矿石浆料实施利用密度分选机的比重分离处理,密度分选机适用于处理量比较少、对底流和溢流的分配比例几乎相同时的处理。
在此,如果供给至后述第二分离工序的矿石浆料中的粒径小于45μm的粒子的比例超过35质量%,则在该第二分离工序中使用的螺旋选矿机的分离性变差,使经按比重进行分离而得到的轻比重部中粒径小于45μm的粒子较多地残留。这样的话,就会进而导致在作为后续工序的振动筛工序中,该轻比重部中的粒径小于45μm的粒子附着于粗颗粒的镍含量低的粒子,并随该镍含量低的粒子一起从振动筛的筛上被移走并去除。
另一方面,虽然希望矿石浆料中的粒径小于45μm的粒子的比例接近于0%,但是,如果逐渐减小粒径小于45μm的粒子的比例,就会导致在第一分离工序中与粗颗粒部分离的细颗粒部中混杂粗颗粒的镍含量低的粒子。例如,如果粒径小于45μm的粒子的比例低于10质量%,则粗颗粒的镍含量低的粒子开始混杂于细颗粒部中。
<1-2.第二分离工序>
在第二分离工序中,将在第一分离工序中分离出的、矿石浆料中的粒径小于45μm的粒子的比例为35质量%以下的粗颗粒部供给至螺旋选矿机,分离成比重较重的重比重粒子(也称作“重比重部”)和比重较轻的轻比重粒子(也称作“轻比重部”)。将分离得到的重比重部作为供给至浸出处理的矿石浆料。
具体地,在该第二分离工序中,为了选择性地去除相对镍而言镁的比率较大、比重较轻的脉石成分,利用螺旋选矿机按比重进行分离。如上所述,通过水力旋流器、密度分选机分离成粗颗粒部和细颗粒部,进而通过螺旋选矿机从分离出的粗颗粒部中优先分离并去除轻比重的脉石成分,从而能更效地分离并去除矿石浆料中的含脉石成分的镍含量低的粒子。由此,能够使镍的实际收率的降低抑制为极低水平,并有效地减少浸出工序中硫酸的用量、最终中和工序中消石灰的用量。
需要说明的是,在上述第一分离工序中,通过在已减少了处理量的状态下将矿石浆料供给至设备能力小的螺旋选矿机,从而能够减少所需的螺旋选矿机的台数。
<1-3.振动筛工序>
接着,用振动筛将在第二分离工序中分离出的轻比重部的矿石浆料分成筛上部和筛下部,将该筛下部的矿石浆料供给至浸出工序中的浸出处理。通过如此地实施利用振动筛的处理,能够分离出低镍品位的矿石颗粒,并对矿石颗粒进行脱水,因此,无需另行设置脱水工序等就能使矿石颗粒直接堆积。
对用于振动筛处理的振动筛的筛孔尺寸没有特别限定,优选是300μm以上,更优选是300μm~500μm左右。如果振动筛的筛孔尺寸小于300μm,有可能导致残留在筛上部的矿石颗粒的比例增加,随之使附着于矿石颗粒而残留在筛上部的镍含有率高的微粒增加。另一方面,如果振动筛的筛孔尺寸超过500μm,有时会导致低镍品位的矿石颗粒混入筛下部。
如上所述,本实施方式的矿石浆料前处理方法,其包括:第一分离工序,对于供镍氧化物矿石的湿式冶炼方法的浸出处理用的矿石浆料,将其分离成粗颗粒部和细颗粒部,该粗颗粒部中,粒径小于45μm的粒子在固体成分中为35质量%以下;第二分离工序,将分离出的粗颗粒部通过螺旋选矿机按比重分离成重比重部和轻比重部;振动筛工序,通过振动筛对分离出的轻比重部(也称作“轻比重粗颗粒物”)实施筛分处理。
通过实施这样的一系列的前处理,能够有效地将铁、镁、锰、铝等的脉石成分分离至经振动筛工序而得到的振动筛的筛上部。然后,通过将其他的分离成分、即在第一分离工序中分离出的细颗粒部、在第二分离工序中分离出的重比重部、振动筛工序中的振动筛的筛下部的成分作为矿石浆料供给至浸出处理,从而能够将镍的实际收率的降低抑制得极低,并有效地减少湿式冶炼方法的浸出工序中的硫酸用量、最终中和工序中的消石灰等的中和剂用量。
以下,具体地说明应用了矿石浆料前处理方法的镍氧化物矿石的湿式冶炼方法(工艺)。
《2.镍氧化物矿石的湿式冶炼工艺》
镍氧化物矿石的湿式冶炼工艺是例如用高压酸浸出法(HPAL法)从镍氧化物矿石中使镍浸出而回收的冶炼工艺。
图2是表示利用镍氧化物矿石的高压酸浸出法的湿式冶炼工艺的流程的一个示例的工序图。如图2的工序图所示,镍氧化物矿石的湿式冶炼工艺包括:矿石浆料化工序S1,将镍氧化物矿石浆料化;矿石浆料浓缩工序S3,将矿石浆料所含的水分去除而浓缩矿石成分;浸出工序S4,在制造的矿石浆料中添加硫酸并在高温高压下实施浸出处理;固液分离工序S5,一边对得到的浸出浆料进行多级洗涤,一边分离出残渣,得到含有镍与杂质元素的浸出液;中和工序S6,调节浸出液的pH来分离含杂质元素的中和沉淀物,得到含镍的中和终液;硫化工序S7,通过在中和终液中添加硫化剂从而生成含镍的硫化物(镍硫化物)。进一步,该湿式冶炼方法还包括最终中和工序S8,该工序对在固液分离工序S5中分离出的浸出残渣、硫化工序S7中排出的贫液进行回收,并进行无害化处理。
而且,在本实施方式中,其特征在于,在对矿石浆料实施利用硫酸的浸出处理之前,包括对已浆料化的矿石实施前处理的前处理工序S2。
(1)矿石浆料化工序
在矿石浆料化工序S1中,对作为原料矿石的镍氧化物矿石,以规定的分级点进行分级来去除超出限定尺寸(oversize)的矿石颗粒后,在未超出限定尺寸(undersize)的矿石颗粒中添加水作为粗矿石浆料。
在此,作为原料矿石的镍氧化物矿石是含镍、钴的矿石,主要使用褐铁矿及腐泥土矿等所谓的红土矿。通常,红土矿的镍含量是0.8重量%~2.5重量%,以氢氧化物或弗罗里硅土(ケイ苦土)(硅酸镁)矿物的形式包含在矿中。另外,铁的含量为10重量%~50重量%,主要形态是三价的氢氧化物(针铁矿),一部分二价铁包含于弗罗里硅土矿物中。另外,除这些红土矿以外,含镍、钴、锰、铜等有价金属的氧化矿石也被加以使用,例如贮藏于深海底的锰结核等。
对于镍氧化物矿石的分级方法,只要能够基于所期望的粒径对矿石进行分级,就没有特别的限定,例如,能够通过采用通常的格筛(グリズリー)、振动筛等的筛分来进行。进一步,对其分级点没有特别的限定,能够适当设定分级点,用于得到由期望的粒径值以下的矿石颗粒形成的矿石浆料。
(2)前处理工序
在本实施方式中,在对矿石浆料实施浸出处理之前,包括对经过矿石浆料化工序S1而得到的矿石浆料实施前处理的前处理工序S2。
前处理工序S2包括:第一分离工序S21,将经过矿石浆料化工序S1得到的矿石浆料分离成粗颗粒部和细颗粒部,该粗颗粒部中,粒径小于45μm的粒子在固体成分中为35质量%以下;第二分离工序S22,对第一分离工序S21中分离出的粗颗粒部按比重进行分离;振动筛工序S23,通过振动筛将分离出的轻比重粗颗粒物分离成筛上部和筛下部。
前处理工序S2中的前处理的详细说明与上述相同,因而在此省略其说明,通过如此地对矿石浆料实施前处理,能够从矿石浆料中分离铁、镁、锰、铝等脉石成分,能够在将镍的实际收率的降低抑制为极低水平的同时,有效地减少浸出工序中硫酸的用量、最终中和工序中的消石灰等中和剂的用量。
需要说明的是,在前处理工序S2的第一分离工序S21中分离出的细颗粒部的矿石浆料、在第二分离工序S22中分离出的重比重部的矿石浆料、以及在振动筛工序S23中筛分至筛下部的矿石浆料经由后述矿石浆料浓缩工序S3而供给于浸出工序S4中的浸出处理。
(3)矿石浆料浓缩工序
在矿石浆料浓缩工序S3中,将上述的在前处理工序S2的第一分离工序S21中分离出的细颗粒部的矿石浆料、在第二分离工序S22中分离出的重比重部的矿石浆料、以及包含在振动筛工序S23中分离出的筛下部的矿石颗粒的矿石浆料,装入固液分离装置,将该粗矿石浆料所含的水分分离去除而浓缩矿石成分,得到矿石浆料。将该已浓缩的矿石浆料作为供浸出工序S4中的浸出处理用的矿石浆料。
具体地,在矿石浆料浓缩工序S3中,将各矿石浆料装入例如浓缩机(thickner)等固液分离装置,使固体成分沉降并从装置的下部将其去除,另一方面使成为上清液的水分从装置的上部溢流来进行固液分离。通过该固液分离处理,使矿石浆料中的水分降低而使浆料中的矿石成分浓缩,从而得到例如固体成分浓度为40重量%左右的矿石浆料。
需要说明的是,通过如上那样地经过矿石浆料化工序S1、包括第一分离工序S21和第二分离工序S22和振动筛工序S23的前处理工序S2、以及矿石浆料浓缩工序S3,能够制造供后述浸出工序S4中的浸出处理用的矿石浆料,能够将包括这些工序的方法定义为矿石浆料制造方法。
(4)浸出工序
在浸出工序S4中,对制造的矿石浆料实施采用例如高压酸浸出法的浸出处理。具体而言,在含有作为原料的镍氧化物矿石的矿石浆料中添加硫酸,在220℃~280℃的高温条件下,一边加压一边搅拌矿石浆料,生成由浸出液和浸出残渣构成的浸出浆料。
在浸出工序S4中的浸出处理中,发生由下式(i)~(iii)表示的浸出反应以及由下式(iv)和(v)表示的高温热水解反应,使镍、钴等以硫酸盐的形式浸出,并使浸出的硫酸铁以赤铁矿的形式固定化。
·浸出反应
(需要说明的是,式中的M表示Ni、Co、Fe、Zn、Cu、Mg、Cr、Mn等)
FeO+H2SO4→FeSO4+H2O··(iii)
·高温热水解反应
在此,以往浸出工序S4中的硫酸的添加量通常使用过剩量。因为在镍氧化物矿石中除镍、钴以外还包含铁、镁、锰、铝等杂质,这些杂质也会被硫酸浸出,所以为了提高镍、钴等回收对象的实际收率而添加过剩量的硫酸进行浸出处理。相对于此,在本实施方式中,通过在上述前处理工序S2中对供浸出工序S4中的浸出处理用的矿石浆料实施特定的前处理,从而能够使该矿石浆料所含的杂质浓度降低,能够在将镍等的实际收率的降低抑制为极低水平的同时,有效地使浸出处理中使用的硫酸添加量降低。
(5)固液分离工序
在固液分离工序S5中,一边以多级的方式对经浸出工序S4而得到的浸出浆料进行洗涤,一边将包含镍、钴及其以外的其他杂质元素的浸出液和浸出残渣分离。
在固液分离工序S5中,例如,将浸出浆料与洗涤液混合后,通过浓缩机等固液分离设备实施固液分离处理。具体而言,首先通过洗涤液稀释浸出浆料,接着,将浆料中的浸出残渣浓缩成浓缩机的沉降物。由此,能够根据其稀释的程度使附着于浸出残渣上的镍成分减少。需要说明的是,在固液分离处理中,也可以添加例如阴离子系的凝集剂来进行。
在固液分离工序S5中,优选的一边对浸出浆料进行多级洗涤一边进行固液分离。作为以多级洗涤方法,例如,能够使用使洗涤液相对于浸出浆料对流接触的连续对流洗涤法。由此,能够减少新导入体系内的洗涤液,并且能够使镍及钴的回收率提高至95%以上。另外,对洗涤液(洗涤水)没有特别限定,优选其不含镍,对工序不产生影响。例如,作为洗涤液,优选的是,能够循环使用由后续工序的硫化工序S7得到的贫液。
(6)中和工序
在中和工序S6中,调整在固液分离工序S5中分离出的浸出液的pH值,将含杂质元素的中和沉淀物分离,得到含镍、钴的中和终液。
具体地,在中和工序S6中,一边抑制分离出的浸出液的氧化,一边在该浸出液中以使得到的中和终液的pH值成为4以下、优选成为3.0~3.5、更优选成为3.1~3.2的方式添加碳酸钙等中和剂,生成中和终液、以及含有作为杂质元素的三价铁、铝等的中和沉淀物浆料。在中和工序S6中,如此地将杂质作为中和沉淀物去除,生成作为镍回收用母液的中和终液。
(7)硫化工序
在硫化工序S7中,对作为镍回收用母液的中和终液,吹入硫化氢气体等硫化剂而使硫化反应发生,生成含镍(以及钴)的硫化物(以下也简称为“镍硫化物”)、以及贫液。
中和终液作为镍回收用母液,其是来自浸出液的经过中和工序S6而降低了杂质成分的硫酸溶液。需要说明的是,在该镍回收用母液中,有可能含有几g/L左右的作为杂质成分的铁、镁、锰等,这些杂质成分作为硫化物的稳定性较低(相对于回收的镍及钴而言),不会被包含在生成的镍硫化物中。
在镍回收设备中进行硫化工序S7中的硫化处理。镍回收设备,例如具有:硫化反应槽,对作为母液的中和终液吹入硫化氢气体等进行硫化反应;固液分离槽,从硫化反应后的液体中分离并回收镍硫化物。固液分离槽由例如浓缩机等构成,通过对含有镍硫化物的硫化反应后的浆料实施沉降分离处理,将作为沉淀物的镍硫化物由浓缩机的底部分离回收。另一方面,使水溶液成分溢流而回收为贫液。需要说明的是,回收来的贫液是镍等有价金属浓度极低的溶液,含有未被硫化而残留的铁、镁、锰等杂质元素。该贫液被移送至后述的最终中和工序S8进行无害化处理。
(8)最终中和工序
在最终中和工序S8中,对上述的从硫化工序S7中排出的含铁、镁、锰等杂质元素的贫液,实施中和处理(无害化处理),调整至满足排出标准的规定的pH范围内。在该最终中和工序S8中,能够一并对由固液分离工序S5中的固液分离处理排出的浸出残渣进行处理。
对于最终中和工序S8中的无害化处理的方法、即pH的调节方法,没有特别限定,能够通过添加例如碳酸钙(石灰石)浆料、氢氧化钙(消石灰)浆料等中和剂而调节至规定的范围。
在最终中和工序S8的最终中和处理中,能够进行由将石灰石用作中和剂的第一阶段的中和处理(第一最终中和工序S81)、和将消石灰用作中和剂的第二阶段的中和处理(第二最终中和工序S82)组成的阶段式的中和处理。通过进行这样的阶段式的中和处理,能够进行高效且有效的中和处理。
具体地,在第一最终中和工序S81中,将从硫化工序S7排出并回收的贫液、在固液分离工序S5中分离出的浸出残渣装入中和处理槽,添加石灰石浆料实施搅拌处理。在该第一最终中和工序S81中,通过添加石灰石浆料,将贫液等处理对象溶液的pH调节至4~5。
接着,在第二最终中和工序S82中,对添加了石灰石浆料而实施了第一阶段的中和处理的溶液,添加消石灰浆料并实施搅拌处理。在该第二最终中和工序S82中,通过添加消石灰浆料而使处理对象溶液的pH提升至8~9。
通过实施这样的两阶段式中和处理,从而生成中和处理残渣,并储存于尾矿坝(尾矿残渣)。另一方面,使中和处理后的溶液满足排放标准,排放至体系外。
在此,在最终中和工序中的处理中,根据贫液中残留的镁离子、锰离子等杂质元素离子的量,来确定消石灰等中和剂的量。在本实施方式中,通过在上述前处理工序S2中对供浸出工序S4中的浸出处理用的矿石浆料实施特定的前处理,能够使该矿石浆料所含的镁、锰等杂质元素降低。由此,能够使贫液所含的这些元素的浓度减小,能够有效地使最终中和工序的中和处理中使用的中和剂用量降低。
实施例
以下,给出本发明的实施例进行更具体的说明,但是本发明不受以下实施例的任何限定。
[实施例1]
如下所示,进行由图2所示的工序图构成的镍氧化物矿石的湿式冶炼处理。即,首先,作为矿石浆料的前处理工序,对具有下表1所示组成的镍氧化物矿石进行浆料化而得到矿石浆料,将该矿石浆料供给至水力旋流器(SC1030-P型,索尔特旋流器(ソルターサイクロン社)公司制造)实施分级分离处理;接着,将从水力旋流器排出的底流供给至密度分选机(6×6型,CFS(シーエフエス社)公司制造),实施了比重分离处理。需要说明的是,将这些分离处理工序设为第一分离工序。通过该第一分离工序中的分离处理,密度分选机的底流固体成分中的粒径小于45μm的粒子的含量是25质量%,此为得到的矿石浆料(粗颗粒部)。
表1
接着,将经过第一分离工序分离出的粗颗粒部的矿石浆料以20%的固体成分浓度供给至螺旋选矿机(奥图泰(オートテック社)公司制造),按比重进行分离,得到作为轻比重部的矿石浆料,该矿石浆料包含镍品位为0.86%、镁品位为5.34%的固体成分。需要说明的是,将该分离处理工序设为第二分离工序。
接着,将分离出的轻比重部的矿石浆料供给至具有300μm的筛孔尺寸的振动筛(VDS27-6型,尺寸技术公司(サイズテック社)制造)进行振动筛处理。需要说明的是,将该振动筛处理工序设为振动筛工序。通过该振动筛,得到作为筛上部的镍品位为0.91%、镁品位为8.40%的固体成分、即镍含量低的粒子。另一方面,将振动筛工序中的振动筛的筛下部的矿石浆料、在上述第一分离工序中分离出的细颗粒部的矿石浆料以及在第二分离工序中分离出的重比重部的矿石浆料,供给至浸出工序进行矿石的浸出处理。
在该情况下,在振动筛的筛上部的镍损失率是3.7%。另外,在将矿石浆料供给至浸出工序中的浸出处理的情况下,硫酸消耗量是278kg/吨矿石。进一步,对经过浸出处理而得到的浸出液实施硫化处理(硫化工序),对通过该硫化处理而得到的贫液进行了最终中和处理(最终中和工序),结果是该中和处理使用的消石灰的用量是41kg/吨矿石。
[实施例2]
进行与实施例1同样的操作,在第一分离工序中,密度分选机的底流固体成分中的粒径小于45μm的粒子的含量是30质量%,此为得到的矿石浆料(粗颗粒部)。
然后,对于第二分离工序,将得到的粗颗粒部的矿石浆料以20%的固体成分浓度供给至螺旋选矿机,得到作为轻比重部的矿石浆料,其含有镍品位为0.85%、镁品位为4.99%的固体成分。
进一步,对于振动筛工序,将得到的轻比重部的矿石浆料供给至具有300μm的筛孔尺寸的振动筛,进行了振动筛处理。通过该振动筛,得到作为筛上部的镍品位为0.91%、镁品位为8.23%的固体成分、即镍含量低的粒子。另一方面,将振动筛工序中的振动筛的筛下部的矿石浆料、上述在第一分离工序中分离出的细颗粒部的矿石浆料以及在第二分离工序中分离出的重比重部的矿石浆料,供给至浸出工序,对矿石实施浸出处理。
在这种情况下,在振动筛的筛上部的镍损失率是3.8%。另外,在将上述矿石浆料供给至浸出工序中的浸出处理的情况下,硫酸消耗量是278kg/吨矿石。进一步,对经过浸出处理而得到的浸出液实施硫化处理(硫化工序),并对通过该硫化处理而得到的贫液进行了最终中和处理(最终中和工序),结果是该中和处理中使用的消石灰的用量是41kg/吨矿石。
[实施例3]
进行与实施例1同样的操作,在第一分离工序中,密度分选机的底流固体成分中的粒径小于45μm的粒子的含量是35质量%,此为得到的矿石浆料(粗颗粒部)。
然后,对于第二分离工序,将得到的粗颗粒部的矿石浆料以20%的固体成分浓度供给至螺旋选矿机,得到作为轻比重部的矿石浆料,其含有镍品位为0.84%、镁品位为4.36%的固体成分。
进一步,对于振动筛工序,将得到的轻比重部的矿石浆料供给至具有300μm的筛孔尺寸的振动筛,进行了振动筛处理。通过该振动筛,得到作为筛上部的镍品位为0.88%、镁品位为6.77%固体成分、即镍含量低的粒子。另一方面,将振动筛工序中的振动筛的筛下部的矿石浆料、上述在第一分离工序中分离出的细颗粒部的矿石浆料以及在第二分离工序中分离出的重比重部的矿石浆料,供给至浸出工序,对矿石实施浸出处理。
在该情况下,在振动筛的筛上部的镍损失率是4.9%,虽然与实施例1、2相比有一些增加,但是仍能够将镍的实际收率的降低抑制在低水平。需要说明的是,认为与实施例1、2相比镍损失率增加的原因在于,供给至螺旋选矿机的矿石浆料中,小于45μm的粒子的含量略多,导致螺旋选矿机中的分离性略微变差,进而,在振动筛中小于45μm的粒子随着镍含量低的粒子移动到筛上部而被去除。
将矿石浆料供给至浸出工序中的浸出处理的情况下,硫酸消耗量是279kg/吨矿石。进一步,对经过浸出处理而得到的浸出液实施硫化处理(硫化工序),并对通过该硫化处理而得到的贫液进行了最终中和处理(最终中和工序),结果是该中和处理中使用的消石灰的用量是40.5kg/吨矿石。
如上所述,在实施例3中,虽然镍的实际收率有一些下降,但是能够与实施例1、2同样地将浸出工序中的硫酸用量以及最终中和工序中的消石灰用量抑制得较低。
[比较例1]
对具有表1中所示的组成的镍氧化物矿石进行浆料化,进行与实施例1同样的操作,在第一分离工序中,密度分选机的底流固体成分中的粒径小于45μm的粒子的含量是25质量%,此为得到的矿石浆料(粗颗粒部)。
接着,对于振动筛工序,对于得到的粗颗粒部的矿石浆料,未进行螺旋选矿机的处理而供给至具有300μm的筛孔尺寸的振动筛,进行了振动筛处理。通过该振动筛,得到了作为筛上部的镍品位为0.83%、镁品位为7.50%的固体成分。
将振动筛工序中的振动筛的筛下部的矿石浆料、上述在第一分离工序中分离出的细颗粒部的矿石浆料,供给至浸出工序,对矿石实施浸出处理。
在该情况下,在比较例1中,在振动筛的筛上部的镍损失率非常多,为6.7%。认为其原因在于,因为未进行基于螺旋选矿机的处理,所以不能选择性地分离去除比重轻的脉石成分。需要说明的是,将矿石浆料供给至浸出工序中的浸出处理的情况下,硫酸消耗量是272kg/吨矿石。进一步,对经过浸出处理而得到的浸出液实施硫化处理(硫化工序),并对通过该硫化处理而得到的贫液进行了最终中和处理(最终中和工序),结果是该中和处理中使用的消石灰的用量是36.0kg/吨矿石。
如上所述,在比较例1中,虽然能够减少浸出工序中的硫酸用量以及最终中和工序中的消石灰用量,但是镍的实际收率下降了。
[比较例2]
对具有表1中所示的组成的镍氧化物矿石进行浆料化,进行与实施例1同样的操作,在第一分离工序中,密度分选机的底流固体成分中的粒径小于45μm的粒子的含量是30质量%,此为得到的矿石浆料(粗颗粒部)。
接着,对于振动筛工序,对于得到的粗颗粒部的矿石浆料,未进行螺旋选矿机的处理而供给至具有300μm的筛孔尺寸的振动筛,进行振动筛处理。通过该振动筛,得到作为筛上部的镍品位为0.84%、镁品位为7.39%固体成分。
将振动筛工序中的振动筛的筛下部的矿石浆料、上述在第一分离工序中分离出的细颗粒部的矿石浆料,供给至浸出工序。对矿石实施浸出处理。
在该情况下,在比较例2中,在振动筛的筛上部的镍损失率非常多,为6.8%。另外,在将矿石浆料供给至浸出工序中的浸出处理的情况下,硫酸消耗量是272kg/吨矿石。进一步,对经过浸出处理而得到的浸出液实施硫化处理(硫化工序),并对通过该硫化处理而得到的贫液进行了最终中和处理(最终中和工序),结果是该中和处理中使用的消石灰的用量是36.0kg/吨矿石。
如上所述,在比较例2中,虽然能够减少浸出工序中的硫酸用量以及最终中和工序中的消石灰用量,但是镍的实际收率下降了。
[比较例3]
对具有表1中所示的组成的镍氧化物矿石进行浆料化,对于该矿石浆料未进行前处理(第一分离工序、第二分离工序以及振动筛工序)而供给至浸出工序,实施浸出处理。
在将矿石浆料供给至浸出工序中的浸出处理的情况下,硫酸消耗量是287kg/吨矿石。另外,对经过浸出处理而得到的浸出液实施硫化处理(硫化工序),并对通过该硫化处理而得到的贫液进行了最终中和处理(最终中和工序),结果是该中和处理中使用的消石灰的用量是47.5kg/吨矿石。
如上所述,在比较例3中,浸出工序中的硫酸用量以及最终中和工序中的消石灰用量增多,未能够有效地使其降低。
在下述表2中一并示出了实施例1~3、比较例1~3的操作中供给至螺旋选矿机和振动筛的矿石浆料以及通过振动筛的处理回收至筛上部的回收粒子的、镍和镁的品位及固体成分中的小于45μm的粒子的含量以及镍损失率。
表2
另外,在下表3中,一并示出了在实施例1~3、比较例1~3的操作中的浸出工序中的硫酸消耗量以及最终中和工序中的消石灰消耗量。
表3

Claims (5)

1.一种矿石浆料的前处理方法,其是供镍氧化物矿石的湿式冶炼方法中的浸出处理用的矿石浆料的前处理方法,其特征在于,包括:
第一分离工序,以一~三级的方式使用水力旋流器、密度分选机中的至少一种,将矿石浆料分离成粗颗粒部和细颗粒部,将该细颗粒部供给至所述浸出处理;
第二分离工序,至少使用螺旋选矿机将在所述第一分离工序中分离出的所述粗颗粒部分离成重比重部和轻比重部,将该重比重部供给至所述浸出处理;以及
振动筛工序,通过振动筛将在所述第二分离工序中分离出的所述轻比重部分离成筛上部和筛下部,将该筛下部的矿石浆料供给至所述浸出处理,
在所述矿石浆料中,所述第一分离工序中分离出的所述粗颗粒部中的粒径小于45μm的粒子在固体成分中为35质量%以下。
2.如权利要求1所述的矿石浆料的前处理方法,其中,所述振动筛的筛孔尺寸是300μm以上。
3.如权利要求1或2所述的矿石浆料的前处理方法,其中,
所述第一分离工序包括:
分级分离工序,将所述矿石浆料供给至所述水力旋流器进行分级分离;以及
比重分离工序,将在所述分级分离工序中通过所述水力旋流器分级出的底流供给至所述密度分选机,按照比重进行分离。
4.如权利要求1或2所述的矿石浆料的前处理方法,其中,
所述镍氧化物矿石的湿式冶炼方法包括:
矿石浆料化工序,形成所述镍氧化物矿石的浆料即矿石浆料;
浸出工序,对所述矿石浆料添加硫酸并在高温高压下实施浸出处理;
固液分离工序,一边对得到的浸出浆料进行多级洗涤,一边分离出残渣,得到含有镍与杂质元素的浸出液;
中和工序,调节所述浸出液的pH,将含所述杂质元素的中和沉淀物分离,得到含镍的中和终液;
硫化工序,对所述中和终液实施硫化处理,生成含镍的硫化物、以及贫液;以及
最终中和工序,回收所述硫化工序中排出的贫液并进行无害化处理。
5.一种矿石浆料的制造方法,其是供镍氧化物矿石的湿式冶炼方法中的浸出处理用的矿石浆料的制造方法,其特征在于,包括:
矿石浆料化工序,由所述镍氧化物矿石得到粗矿石浆料;
第一分离工序,以一~三级的方式使用水力旋流器和密度分选机中的至少一种,将所述粗矿石浆料分离成粗颗粒部和细颗粒部;
第二分离工序,至少使用螺旋选矿机将在所述第一分离工序中分离出的所述粗颗粒部分离成重比重部和轻比重部;
振动筛工序,通过振动筛将在所述第二分离工序中分离出的所述轻比重部分离成筛上部和筛下部;
矿石浆料浓缩工序,将在所述第一分离工序中分离出的所述细颗粒部的矿石浆料、在所述第二分离工序中分离出的所述重比重部的矿石浆料以及在所述振动筛工序中分离出的所述筛下部的矿石浆料装入固液分离装置,将该矿石浆料所含的水分分离去除而浓缩矿石成分,
在所述矿石浆料中,所述第一分离工序中分离出的所述粗颗粒部中的粒径小于45μm的粒子在固体成分中为35质量%以下。
CN201680026690.5A 2015-05-12 2016-02-08 矿石浆料前处理方法、矿石浆料制造方法 Expired - Fee Related CN107532235B (zh)

Applications Claiming Priority (3)

Application Number Priority Date Filing Date Title
JP2015-097452 2015-05-12
JP2015097452A JP6020651B1 (ja) 2015-05-12 2015-05-12 鉱石スラリーの前処理方法、鉱石スラリーの製造方法
PCT/JP2016/053626 WO2016181673A1 (ja) 2015-05-12 2016-02-08 鉱石スラリーの前処理方法、鉱石スラリーの製造方法

Publications (2)

Publication Number Publication Date
CN107532235A CN107532235A (zh) 2018-01-02
CN107532235B true CN107532235B (zh) 2019-07-09

Family

ID=57216894

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
CN201680026690.5A Expired - Fee Related CN107532235B (zh) 2015-05-12 2016-02-08 矿石浆料前处理方法、矿石浆料制造方法

Country Status (8)

Country Link
US (1) US10626481B2 (zh)
EP (1) EP3296410B1 (zh)
JP (1) JP6020651B1 (zh)
CN (1) CN107532235B (zh)
AU (1) AU2016261416B2 (zh)
CA (1) CA2984885C (zh)
PH (1) PH12017502045B1 (zh)
WO (1) WO2016181673A1 (zh)

Families Citing this family (5)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
JP2018184629A (ja) * 2017-04-25 2018-11-22 住友金属鉱山株式会社 鉱石スラリーの製造方法および鉱石スラリーの製造装置
JP6969262B2 (ja) * 2017-09-29 2021-11-24 住友金属鉱山株式会社 ニッケル酸化鉱石の湿式製錬方法
JP6977458B2 (ja) * 2017-09-29 2021-12-08 住友金属鉱山株式会社 ニッケル酸化鉱石の湿式製錬方法
JP2019203152A (ja) * 2018-05-21 2019-11-28 住友金属鉱山株式会社 鉱石スラリーの濃縮システム、及び鉱石スラリーの濃縮方法
JP2021155771A (ja) * 2020-03-25 2021-10-07 住友金属鉱山株式会社 鉱石スラリーの処理方法、ニッケル酸化鉱石の湿式製錬方法

Citations (5)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN201070597Y (zh) * 2007-02-08 2008-06-11 邹强 离心桶重选机
CN101823018A (zh) * 2009-03-05 2010-09-08 中国恩菲工程技术有限公司 红土矿选铬方法
CN102172559A (zh) * 2010-12-29 2011-09-07 昆明冶金研究院 一种离心选矿和浮选相结合的钨、锡回收选矿方法
CN102974451A (zh) * 2012-10-12 2013-03-20 金川集团股份有限公司 一种提高铜镍矿伴生贵金属回收率的方法
JP2013095971A (ja) * 2011-11-01 2013-05-20 Sumitomo Metal Mining Co Ltd ニッケル酸化鉱石の湿式製錬方法

Family Cites Families (7)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US4548794A (en) * 1983-07-22 1985-10-22 California Nickel Corporation Method of recovering nickel from laterite ores
JP4525428B2 (ja) 2004-05-13 2010-08-18 住友金属鉱山株式会社 ニッケル酸化鉱石の湿式製錬方法
JP5163387B2 (ja) * 2007-11-13 2013-03-13 住友金属鉱山株式会社 サプロライト鉱のニッケル濃縮処理方法
WO2010032513A1 (ja) * 2008-09-18 2010-03-25 住友金属鉱山株式会社 サプロライト鉱のニッケル濃縮処理方法
EP2370607A1 (en) * 2008-11-28 2011-10-05 BHP Billiton SSM Development Pty Ltd Process for separating limonite and saprolite
US9068244B2 (en) * 2012-04-06 2015-06-30 Sumitomo Metal Mining Co., Ltd. Method for recovering chromite, and method for wet smelting of nickel oxide ore
EP2910655B1 (en) 2013-02-12 2018-07-18 Sumitomo Metal Mining Co., Ltd. Wet-mode nickel oxide ore smelting method

Patent Citations (5)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN201070597Y (zh) * 2007-02-08 2008-06-11 邹强 离心桶重选机
CN101823018A (zh) * 2009-03-05 2010-09-08 中国恩菲工程技术有限公司 红土矿选铬方法
CN102172559A (zh) * 2010-12-29 2011-09-07 昆明冶金研究院 一种离心选矿和浮选相结合的钨、锡回收选矿方法
JP2013095971A (ja) * 2011-11-01 2013-05-20 Sumitomo Metal Mining Co Ltd ニッケル酸化鉱石の湿式製錬方法
CN102974451A (zh) * 2012-10-12 2013-03-20 金川集团股份有限公司 一种提高铜镍矿伴生贵金属回收率的方法

Also Published As

Publication number Publication date
JP6020651B1 (ja) 2016-11-02
AU2016261416B2 (en) 2019-02-14
AU2016261416A1 (en) 2017-11-23
PH12017502045A1 (en) 2018-04-23
PH12017502045B1 (en) 2018-04-23
CA2984885C (en) 2019-09-24
US20180291478A1 (en) 2018-10-11
JP2016211056A (ja) 2016-12-15
EP3296410B1 (en) 2020-09-16
US10626481B2 (en) 2020-04-21
CN107532235A (zh) 2018-01-02
WO2016181673A1 (ja) 2016-11-17
EP3296410A4 (en) 2018-10-24
EP3296410A1 (en) 2018-03-21
CA2984885A1 (en) 2016-11-17

Similar Documents

Publication Publication Date Title
CN107532235B (zh) 矿石浆料前处理方法、矿石浆料制造方法
CA2879600C (en) Hydrometallurgical process for nickel oxide ore
US20160076121A1 (en) Hydrometallurgical process for nickel oxide ore
JP5403033B2 (ja) ニッケル酸化鉱石の湿式製錬方法
CA2946106C (en) Hydrometallurgical method for nickel oxide ore
JP6969262B2 (ja) ニッケル酸化鉱石の湿式製錬方法
JP2015206068A5 (zh)
JP6661926B2 (ja) 鉱石スラリーの処理方法、ニッケル酸化鉱石の湿式製錬方法
CA2977602C (en) Ore slurry pre-treatment method and ore slurry manufacturing method
JP6565511B2 (ja) 鉱石スラリーの処理方法、ニッケル酸化鉱石の湿式製錬方法
JP2019065340A (ja) ニッケル酸化鉱石の湿式製錬方法

Legal Events

Date Code Title Description
PB01 Publication
PB01 Publication
SE01 Entry into force of request for substantive examination
SE01 Entry into force of request for substantive examination
GR01 Patent grant
GR01 Patent grant
CF01 Termination of patent right due to non-payment of annual fee
CF01 Termination of patent right due to non-payment of annual fee

Granted publication date: 20190709

Termination date: 20220208