CS209203B1 - Method of treatment of oxygenic nickel ores - Google Patents
Method of treatment of oxygenic nickel ores Download PDFInfo
- Publication number
- CS209203B1 CS209203B1 CS655977A CS655977A CS209203B1 CS 209203 B1 CS209203 B1 CS 209203B1 CS 655977 A CS655977 A CS 655977A CS 655977 A CS655977 A CS 655977A CS 209203 B1 CS209203 B1 CS 209203B1
- Authority
- CS
- Czechoslovakia
- Prior art keywords
- nickel
- ore
- cobalt
- weight
- concentrate
- Prior art date
Links
- PXHVJJICTQNCMI-UHFFFAOYSA-N Nickel Chemical compound [Ni] PXHVJJICTQNCMI-UHFFFAOYSA-N 0.000 title claims description 307
- 229910052759 nickel Inorganic materials 0.000 title claims description 153
- 238000000034 method Methods 0.000 title claims description 43
- 238000011282 treatment Methods 0.000 title claims description 18
- 239000010941 cobalt Substances 0.000 claims description 59
- 229910017052 cobalt Inorganic materials 0.000 claims description 59
- GUTLYIVDDKVIGB-UHFFFAOYSA-N cobalt atom Chemical compound [Co] GUTLYIVDDKVIGB-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 59
- 239000012141 concentrate Substances 0.000 claims description 55
- NINIDFKCEFEMDL-UHFFFAOYSA-N Sulfur Chemical compound [S] NINIDFKCEFEMDL-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 36
- QVGXLLKOCUKJST-UHFFFAOYSA-N atomic oxygen Chemical compound [O] QVGXLLKOCUKJST-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 36
- 239000000571 coke Substances 0.000 claims description 36
- 239000001301 oxygen Substances 0.000 claims description 36
- 229910052760 oxygen Inorganic materials 0.000 claims description 36
- 229910052717 sulfur Inorganic materials 0.000 claims description 36
- 239000011593 sulfur Substances 0.000 claims description 36
- 239000003638 chemical reducing agent Substances 0.000 claims description 34
- 230000008569 process Effects 0.000 claims description 31
- 239000002184 metal Substances 0.000 claims description 20
- 229910052751 metal Inorganic materials 0.000 claims description 19
- UXVMQQNJUSDDNG-UHFFFAOYSA-L Calcium chloride Chemical compound [Cl-].[Cl-].[Ca+2] UXVMQQNJUSDDNG-UHFFFAOYSA-L 0.000 claims description 18
- 239000007789 gas Substances 0.000 claims description 17
- 239000001110 calcium chloride Substances 0.000 claims description 16
- 229910001628 calcium chloride Inorganic materials 0.000 claims description 16
- 239000012320 chlorinating reagent Substances 0.000 claims description 14
- 238000010438 heat treatment Methods 0.000 claims description 12
- 230000008030 elimination Effects 0.000 claims description 11
- 238000003379 elimination reaction Methods 0.000 claims description 11
- 230000000737 periodic effect Effects 0.000 claims description 11
- 150000003839 salts Chemical class 0.000 claims description 11
- 230000009467 reduction Effects 0.000 claims description 8
- XAGFODPZIPBFFR-UHFFFAOYSA-N aluminium Chemical compound [Al] XAGFODPZIPBFFR-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 5
- FYYHWMGAXLPEAU-UHFFFAOYSA-N Magnesium Chemical compound [Mg] FYYHWMGAXLPEAU-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 4
- 239000011777 magnesium Substances 0.000 claims description 4
- 229910052749 magnesium Inorganic materials 0.000 claims description 4
- 229910052782 aluminium Inorganic materials 0.000 claims description 3
- LSNNMFCWUKXFEE-UHFFFAOYSA-L sulfite Chemical compound [O-]S([O-])=O LSNNMFCWUKXFEE-UHFFFAOYSA-L 0.000 claims description 3
- 238000006243 chemical reaction Methods 0.000 claims description 2
- 239000003575 carbonaceous material Substances 0.000 claims 4
- 239000002006 petroleum coke Substances 0.000 claims 1
- 230000000717 retained effect Effects 0.000 claims 1
- XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N Iron Chemical compound [Fe] XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 58
- 238000005188 flotation Methods 0.000 description 42
- 239000000203 mixture Substances 0.000 description 35
- 239000002699 waste material Substances 0.000 description 30
- 229910052742 iron Inorganic materials 0.000 description 28
- 239000012071 phase Substances 0.000 description 27
- VYPSYNLAJGMNEJ-UHFFFAOYSA-N Silicium dioxide Chemical compound O=[Si]=O VYPSYNLAJGMNEJ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 24
- OKTJSMMVPCPJKN-UHFFFAOYSA-N Carbon Chemical compound [C] OKTJSMMVPCPJKN-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 21
- 229910052799 carbon Inorganic materials 0.000 description 21
- 238000005204 segregation Methods 0.000 description 21
- XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N water Chemical compound O XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 17
- 239000000463 material Substances 0.000 description 15
- VEXZGXHMUGYJMC-UHFFFAOYSA-N Hydrochloric acid Chemical compound Cl VEXZGXHMUGYJMC-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 13
- IXCSERBJSXMMFS-UHFFFAOYSA-N hydrogen chloride Substances Cl.Cl IXCSERBJSXMMFS-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 13
- 229910000041 hydrogen chloride Inorganic materials 0.000 description 13
- 239000000377 silicon dioxide Substances 0.000 description 12
- PNEYBMLMFCGWSK-UHFFFAOYSA-N aluminium oxide Inorganic materials [O-2].[O-2].[O-2].[Al+3].[Al+3] PNEYBMLMFCGWSK-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 11
- BRPQOXSCLDDYGP-UHFFFAOYSA-N calcium oxide Chemical compound [O-2].[Ca+2] BRPQOXSCLDDYGP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 11
- 239000000292 calcium oxide Substances 0.000 description 11
- ODINCKMPIJJUCX-UHFFFAOYSA-N calcium oxide Inorganic materials [Ca]=O ODINCKMPIJJUCX-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 11
- WGLPBDUCMAPZCE-UHFFFAOYSA-N chromium trioxide Inorganic materials O=[Cr](=O)=O WGLPBDUCMAPZCE-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 11
- 239000000470 constituent Substances 0.000 description 11
- 239000001257 hydrogen Substances 0.000 description 11
- 229910052739 hydrogen Inorganic materials 0.000 description 11
- 239000000395 magnesium oxide Substances 0.000 description 11
- CPLXHLVBOLITMK-UHFFFAOYSA-N magnesium oxide Inorganic materials [Mg]=O CPLXHLVBOLITMK-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 11
- AXZKOIWUVFPNLO-UHFFFAOYSA-N magnesium;oxygen(2-) Chemical compound [O-2].[Mg+2] AXZKOIWUVFPNLO-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 11
- 230000029142 excretion Effects 0.000 description 10
- 239000007787 solid Substances 0.000 description 10
- UFHFLCQGNIYNRP-UHFFFAOYSA-N Hydrogen Chemical compound [H][H] UFHFLCQGNIYNRP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 8
- 229910000831 Steel Inorganic materials 0.000 description 8
- 239000003153 chemical reaction reagent Substances 0.000 description 8
- 239000010959 steel Substances 0.000 description 8
- 229910000423 chromium oxide Inorganic materials 0.000 description 7
- 230000007717 exclusion Effects 0.000 description 7
- 230000004913 activation Effects 0.000 description 6
- QMMRZOWCJAIUJA-UHFFFAOYSA-L nickel dichloride Chemical compound Cl[Ni]Cl QMMRZOWCJAIUJA-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 6
- 238000000926 separation method Methods 0.000 description 6
- 229910021586 Nickel(II) chloride Inorganic materials 0.000 description 5
- 238000000137 annealing Methods 0.000 description 5
- 230000015572 biosynthetic process Effects 0.000 description 5
- 239000013078 crystal Substances 0.000 description 5
- UQSXHKLRYXJYBZ-UHFFFAOYSA-N iron oxide Inorganic materials [Fe]=O UQSXHKLRYXJYBZ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 5
- 239000007788 liquid Substances 0.000 description 5
- GNRSAWUEBMWBQH-UHFFFAOYSA-N oxonickel Chemical compound [Ni]=O GNRSAWUEBMWBQH-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 5
- 239000002245 particle Substances 0.000 description 5
- 238000003672 processing method Methods 0.000 description 5
- 239000000047 product Substances 0.000 description 5
- XKRFYHLGVUSROY-UHFFFAOYSA-N Argon Chemical compound [Ar] XKRFYHLGVUSROY-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 4
- TUZCOAQWCRRVIP-UHFFFAOYSA-N butoxymethanedithioic acid Chemical compound CCCCOC(S)=S TUZCOAQWCRRVIP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 4
- 229940117975 chromium trioxide Drugs 0.000 description 4
- GAMDZJFZMJECOS-UHFFFAOYSA-N chromium(6+);oxygen(2-) Chemical compound [O-2].[O-2].[O-2].[Cr+6] GAMDZJFZMJECOS-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 4
- ARUVKPQLZAKDPS-UHFFFAOYSA-L copper(II) sulfate Chemical compound [Cu+2].[O-][S+2]([O-])([O-])[O-] ARUVKPQLZAKDPS-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 4
- 238000007885 magnetic separation Methods 0.000 description 4
- 239000008188 pellet Substances 0.000 description 4
- 238000012360 testing method Methods 0.000 description 4
- RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N Copper Chemical compound [Cu] RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- LSNNMFCWUKXFEE-UHFFFAOYSA-N Sulfurous acid Chemical compound OS(O)=O LSNNMFCWUKXFEE-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- 239000002585 base Substances 0.000 description 3
- 230000008901 benefit Effects 0.000 description 3
- 238000005660 chlorination reaction Methods 0.000 description 3
- GVPFVAHMJGGAJG-UHFFFAOYSA-L cobalt dichloride Chemical compound [Cl-].[Cl-].[Co+2] GVPFVAHMJGGAJG-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 3
- 238000010924 continuous production Methods 0.000 description 3
- 229910052802 copper Inorganic materials 0.000 description 3
- 239000010949 copper Substances 0.000 description 3
- 229910000365 copper sulfate Inorganic materials 0.000 description 3
- 150000002431 hydrogen Chemical class 0.000 description 3
- 239000003921 oil Substances 0.000 description 3
- JPVYNHNXODAKFH-UHFFFAOYSA-N Cu2+ Chemical compound [Cu+2] JPVYNHNXODAKFH-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-L Sulfate Chemical compound [O-]S([O-])(=O)=O QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 2
- 238000004458 analytical method Methods 0.000 description 2
- 239000007864 aqueous solution Substances 0.000 description 2
- 229910052786 argon Inorganic materials 0.000 description 2
- 239000003795 chemical substances by application Substances 0.000 description 2
- 150000001805 chlorine compounds Chemical class 0.000 description 2
- 238000004140 cleaning Methods 0.000 description 2
- 229910001431 copper ion Inorganic materials 0.000 description 2
- 238000002474 experimental method Methods 0.000 description 2
- 239000006260 foam Substances 0.000 description 2
- 239000004088 foaming agent Substances 0.000 description 2
- 239000008246 gaseous mixture Substances 0.000 description 2
- 238000009854 hydrometallurgy Methods 0.000 description 2
- 238000004519 manufacturing process Methods 0.000 description 2
- 239000002923 metal particle Substances 0.000 description 2
- DNIAPMSPPWPWGF-UHFFFAOYSA-N monopropylene glycol Natural products CC(O)CO DNIAPMSPPWPWGF-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 238000011084 recovery Methods 0.000 description 2
- 235000013580 sausages Nutrition 0.000 description 2
- 239000000243 solution Substances 0.000 description 2
- 239000007858 starting material Substances 0.000 description 2
- OYPRJOBELJOOCE-UHFFFAOYSA-N Calcium Chemical compound [Ca] OYPRJOBELJOOCE-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- RWSOTUBLDIXVET-UHFFFAOYSA-N Dihydrogen sulfide Chemical compound S RWSOTUBLDIXVET-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 241000196324 Embryophyta Species 0.000 description 1
- LFQSCWFLJHTTHZ-UHFFFAOYSA-N Ethanol Chemical compound CCO LFQSCWFLJHTTHZ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 229910021578 Iron(III) chloride Inorganic materials 0.000 description 1
- PWHULOQIROXLJO-UHFFFAOYSA-N Manganese Chemical compound [Mn] PWHULOQIROXLJO-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 241000282941 Rangifer tarandus Species 0.000 description 1
- 230000001133 acceleration Effects 0.000 description 1
- 230000009471 action Effects 0.000 description 1
- 239000012190 activator Substances 0.000 description 1
- 229910001514 alkali metal chloride Inorganic materials 0.000 description 1
- AZDRQVAHHNSJOQ-UHFFFAOYSA-N alumane Chemical group [AlH3] AZDRQVAHHNSJOQ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 239000011575 calcium Substances 0.000 description 1
- 229910052791 calcium Inorganic materials 0.000 description 1
- 238000004364 calculation method Methods 0.000 description 1
- 239000012159 carrier gas Substances 0.000 description 1
- 230000008859 change Effects 0.000 description 1
- BFGKITSFLPAWGI-UHFFFAOYSA-N chromium(3+) Chemical compound [Cr+3] BFGKITSFLPAWGI-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 239000003245 coal Substances 0.000 description 1
- 230000000052 comparative effect Effects 0.000 description 1
- 238000011109 contamination Methods 0.000 description 1
- 150000001879 copper Chemical class 0.000 description 1
- 230000003247 decreasing effect Effects 0.000 description 1
- 230000001419 dependent effect Effects 0.000 description 1
- 230000008021 deposition Effects 0.000 description 1
- 239000008396 flotation agent Substances 0.000 description 1
- 239000007792 gaseous phase Substances 0.000 description 1
- 230000007062 hydrolysis Effects 0.000 description 1
- 238000006460 hydrolysis reaction Methods 0.000 description 1
- 229910052500 inorganic mineral Inorganic materials 0.000 description 1
- FBAFATDZDUQKNH-UHFFFAOYSA-M iron chloride Chemical compound [Cl-].[Fe] FBAFATDZDUQKNH-UHFFFAOYSA-M 0.000 description 1
- NMCUIPGRVMDVDB-UHFFFAOYSA-L iron dichloride Chemical class Cl[Fe]Cl NMCUIPGRVMDVDB-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 1
- 235000013980 iron oxide Nutrition 0.000 description 1
- RBTARNINKXHZNM-UHFFFAOYSA-K iron trichloride Chemical compound Cl[Fe](Cl)Cl RBTARNINKXHZNM-UHFFFAOYSA-K 0.000 description 1
- VBMVTYDPPZVILR-UHFFFAOYSA-N iron(2+);oxygen(2-) Chemical class [O-2].[Fe+2] VBMVTYDPPZVILR-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 238000002386 leaching Methods 0.000 description 1
- 239000007791 liquid phase Substances 0.000 description 1
- 239000011572 manganese Substances 0.000 description 1
- AMWRITDGCCNYAT-UHFFFAOYSA-L manganese oxide Inorganic materials [Mn].O[Mn]=O.O[Mn]=O AMWRITDGCCNYAT-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 1
- 230000007246 mechanism Effects 0.000 description 1
- 230000008018 melting Effects 0.000 description 1
- 238000002844 melting Methods 0.000 description 1
- 229910001510 metal chloride Inorganic materials 0.000 description 1
- 229910044991 metal oxide Inorganic materials 0.000 description 1
- 150000004706 metal oxides Chemical class 0.000 description 1
- 238000005272 metallurgy Methods 0.000 description 1
- 150000002739 metals Chemical class 0.000 description 1
- 239000011707 mineral Substances 0.000 description 1
- 239000010450 olivine Substances 0.000 description 1
- 229910052609 olivine Inorganic materials 0.000 description 1
- TWNQGVIAIRXVLR-UHFFFAOYSA-N oxo(oxoalumanyloxy)alumane Chemical compound O=[Al]O[Al]=O TWNQGVIAIRXVLR-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- NDLPOXTZKUMGOV-UHFFFAOYSA-N oxo(oxoferriooxy)iron hydrate Chemical compound O.O=[Fe]O[Fe]=O NDLPOXTZKUMGOV-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 238000004806 packaging method and process Methods 0.000 description 1
- 239000003415 peat Substances 0.000 description 1
- 239000010665 pine oil Substances 0.000 description 1
- 230000008092 positive effect Effects 0.000 description 1
- 239000002244 precipitate Substances 0.000 description 1
- 238000011027 product recovery Methods 0.000 description 1
- 238000000197 pyrolysis Methods 0.000 description 1
- 238000009853 pyrometallurgy Methods 0.000 description 1
- LIVNPJMFVYWSIS-UHFFFAOYSA-N silicon monoxide Chemical class [Si-]#[O+] LIVNPJMFVYWSIS-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 229910052814 silicon oxide Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000000126 substance Substances 0.000 description 1
- 150000003467 sulfuric acid derivatives Chemical class 0.000 description 1
- 229910021653 sulphate ion Inorganic materials 0.000 description 1
Landscapes
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Description
(54) Způsob zpracování kyslíkafých niklových rud(54) Method for processing oxygen-containing nickel ores
Vynález se týká barevné metalurgie, a to způsobu zpracování kyslíkatých niklových rud. !The invention relates to color metallurgy and to a process for the treatment of oxygen-containing nickel ores. !
Způsob je použitelný pro zpracování houževnatých kyslíkatých niklových rud podřadné jakosti a se složitým mineralogickým složením, které obsahují velké množství kysličníků železa, manganu a křemíku. Zpracování těchto rud známými pyrometalurgickými a hydrometalurgickými způ- ; soby není výnosné a přímá úprava není možná, ! protože nikl nemá v těchto rudách samostatný mineralogický tvar, ale vyskytuje se jako isomorfní příměs v různých minerálech.The method is applicable to the treatment of inferior grade tough oxygen-containing nickel ores with a complex mineralogical composition containing large amounts of iron, manganese and silicon oxides. Treatment of these ores by known pyrometallurgical and hydrometallurgical processes; reindeer is not profitable and direct adjustment is not possible,! since nickel does not have a separate mineralogical shape in these ores, but it is present as an isomorphic admixture in various minerals.
Jsou známé různé způsoby zpracování kyslíkatých niklových rud segregací, které jsou založeny na chloračně redukčním pražení rudy působením chloračních a redukčních činidel při teplotě 900 až 1100 °C a s následnou úpravou ochlazeného výpražku. Kyslíkatá niklová ruda chlorováním přechází při pražem na nikl kovový tak, že vytváří prchavý chlorid nikelnatý, který se redukuje na kov. Opakování tohoto cyklu způsobuje zvětšení rozměru vznikajících kovových částic na 10 až 15 pm, čímž se hned odlišuje odměšovaný kov od redukovaného, jehož rozměry částic nepřevyšují 1 až 2 pm.Various methods for the treatment of oxygen nickel ores by segregation are known, which are based on the chlorination-reducing roasting of ore by the action of chlorinating and reducing agents at a temperature of 900 to 1100 ° C and subsequent treatment of the cooled fry. Oxygenous nickel ore is converted to metal nickel by chlorination in Prague to form a volatile nickel chloride, which is reduced to metal. Repeating this cycle causes the size of the metal particles formed to be increased to 10 to 15 µm, thereby immediately distinguishing the metal to be discharged from the reduced metal whose particle size does not exceed 1 to 2 µm.
Obdobně se chová železo a kobalt, které jsou 1 v základní kyslíkaté niklové rudě, a v důsledku toho vznikající metalizovaná fáze obsahuje všechny tyto kovy v různém vzájemném poměru v závislosti na podmínkách, při kterých postup proběhl.Similarly, the iron and cobalt, which are 1 in the basic oxygen nickel ore, behave similarly, and the resulting metallized phase contains all of these metals in different proportions relative to each other, depending on the conditions under which the process took place.
Metalizovanou fázi lze získat různými úpravami z vyrobeného výpražku, a to v podobě koncentrátu bohatého na nikl a kobalt.The metallized phase can be obtained by various treatments from the produced sausage, in the form of a concentrate rich in nickel and cobalt.
Nikl a kobalt lze vyloučit z koncentrátu jako samostatné průmyslové výrobky různými současnými hydťometalurgickými postupy.Nickel and cobalt can be excluded from the concentrate as separate industrial products by various current hydrometallurgical processes.
Jsou známé způsoby zpracování (japonský patent č. 45-8542, francouzský patent č. 1,572.269 a č. 2,117 970, patent Sp. st. am. č. 3,754.896) ohřevem kyslíkaté niklové rudy v přítomnosti 5 až 10 % hmotnosti chloračního činidla, například chloridů alkalických kovů nebo chloridů alkalických Zemin a 3 až 10 % hmotnosti redukovadla obsahujícího uhlík, například uhlí, koksu, nafty a rašeliiiy na teplotu 900 až 1100 °Cpo dobu 1,5 ažProcesses are known (Japanese Patent No. 45-8542, French Patent No. 1,572,269 and No. 2,117,970, U.S. Patent No. 3,754,896) by heating an oxygen-containing nickel ore in the presence of 5 to 10% by weight of a chlorinating agent, e.g. alkali metal chlorides or alkaline earth chlorides and 3 to 10% by weight of a carbon-containing reducing agent, for example coal, coke, diesel and peat at a temperature of 900 to 1100 ° C for a period of from 1.5 to
2,5 h s následnou isotermickou prodlevou po dobu 1 až 1,5 h na uvedených teplotách.2.5 h followed by an isothermal delay of 1 to 1.5 h at the indicated temperatures.
Ochlazený výpražek se upraví flotací nebo magnetickou separací. Získané koncentráty obsahují 8 až 15 % hmotnosti niklu při 60 až 80 % výtěžnosti.The cooled fry is treated by flotation or magnetic separation. The concentrates obtained contain 8 to 15% by weight of nickel at 60 to 80% yield.
Podstatnými nedostatky známých způsobů zpracování jsou vysoké teploty pražení, tj. 900 až 1100 °C a dlouhá doba, tj . 2,5 až 4 h se započítá209203 nou doboú isotermické prodlevy 1 až 1,5 h na této i teplotě. ISubstantial drawbacks of the known processing methods are high roasting temperatures, i.e. 900 to 1100 ° C, and a long time, e.g. 2.5 to 4 h is accounted for a period of isothermal residence time of 1 to 1.5 h at this temperature. AND
Dalším nedostatkem známých způsobu zpraco- i vání je vysoká spotřeba činidel a to až 10 % chloračního činidla a až 10 % uhlíkatého reduko- * vadla, vztaženo na hmotnost rudy. Nedostatkem je ; rovněž nízké, tj. 60 až 70%ní, získaní niklu v koncentrátu z rud, obsahujících pod 1,5 % hmotnosti niklu. íAnother disadvantage of the known processing methods is the high consumption of reagents, up to 10% of the chlorinating agent and up to 10% of the carbonaceous reducing agent, based on the weight of the ore. The shortcoming is; also low, i.e. 60-70%, nickel recovery in a concentrate of ores containing less than 1.5% nickel by weight. and
Uvedené způsoby zpracování rud nezajišťují uspokojivou výtěžnost kobaltu v koncentrátu.Said ore processing methods do not provide a satisfactory yield of cobalt in the concentrate.
Nedostatkem těchto způsobů zpracování je nízké oddělování niklu a kobaltu od železa v průběhu segregačního pražení, a tím vytvoření na nikl chudé metalizované fáze.A disadvantage of these processing methods is the low separation of nickel and cobalt from iron during segregation roasting, thereby creating nickel-poor metallized phases.
Použití magnetické úpravy materiálů s vysokým obsahem železa je nevýnosné. Flotační úprava vyžaduje předběžnou aktivaci metalizované fáze ionty mědi. Odpad měďné sole, v závislosti na složení výpražku a f yzikálně-chemických vlastnostech metalisované fáze, se pohybuje od 0,5 do 3 kg/t, což způsobuje znečistění koncentrátu mědi a vyžaduje jeho doplňující čistění.The use of magnetic treatment of high iron materials is unprofitable. The flotation treatment requires pre-activation of the metallized phase with copper ions. The copper salt waste, depending on the composition of the fryer and the physico-chemical properties of the metallized phase, ranges from 0.5 to 3 kg / t, which causes contamination of the copper concentrate and requires additional cleaning.
Takto jsou pro uvedené nedostatky známé způsoby zpracování průmyslově těžko uskutečnitelné.Thus, the known processing methods are industrially difficult to achieve due to the drawbacks mentioned.
Cílem vynálezu je odstranit uvedené nedostatky.It is an object of the invention to overcome these drawbacks.
Záklaním úkolem vynálezu je zdokonalit zpracování kyslíkatých niklových rud tak, aby bylo možno zpracovávat kyslíkaté niklové rudy s různým mineralogickým složením, včetně chudých rud, které obsahují pod 1 % hmotnosti niklu, pri zvětšeném vylučování niklu a kobaltu, se zlepšenou jakostí koncentrátu při současném snížení teploty pražení, délky pražení a odpadu činidel.SUMMARY OF THE INVENTION The object of the present invention is to improve the processing of oxygen-containing nickel ores so as to process oxygen-containing nickel ores of different mineralogical composition, including lean ores containing less than 1% nickel by weight with increased nickel and cobalt elimination with improved concentrate quality roasting, roasting lengths and waste reagents.
Tento úkol řeší způsob zpracování kyslíkatých niklových rud, spočívající v jejich zahřívání v přítomnosti redukčního a chloračního činidla s následným vyloučením niklu nebo niklu a kobaltu do koncentrátu úpravou vyrobeného výpražku podle vynálezu, jehož podstata spočívá v tom, že se jako redukční činidlo použije hliník, hořčík nebo materiál obsahující uhlík s přirozeným obsahem síry a popřípadě s obsahem solí kovů osmé skupiny periodické soustavy prvků nebo směs hliníku nebo hořčíku s uvedeným materiálem obsahujícím uhlík, J přičemž množství redukčního činidla je 0,5 až 3 % vztaženo na hmotnost výchozí rudy a zahřívám výchozí rudy se provádí při teplotě 800 až 950 °C í po dobu 0,5 až 1,5 h.This object is achieved by a process for the treatment of oxygen-containing nickel ores by heating them in the presence of a reducing and chlorinating agent, with the consequent elimination of nickel or nickel and cobalt into a concentrate by treatment of the produced sausage according to the invention. or a carbon-containing material with a natural sulfur content and optionally with metal salts of the eighth group of the Periodic Table or a mixture of aluminum or magnesium with said carbon-containing material, wherein the amount of reducing agent is 0.5 to 3% The ore is carried out at a temperature of 800 to 950 ° C for 0.5 to 1.5 hours.
Jako velmi účinné redukční činidlo s obsahem uhlíku ve srovnání se známými redukčními činidly s obsahem uhlíku, se podle vynálezu použije koks s obsahem síry, koncentrát sulfito-lihových výpalků, naftový koks s obsahem síry, jehož množství síry zajišťuje hmotnostní poměr síry k niklu ve výchozí rudě rovný 0,05 až 0,14 : 1.According to the invention, as a very effective carbon-containing reducing agent in comparison with known carbon-containing reducing agents, sulfur-containing coke, sulphite stillage concentrate, sulfur-containing diesel coke, the amount of sulfur of which provides the sulfur to nickel weight ratio Red 0.05 to 0.14: 1.
Kromě toho, v závislosti na složení výchozí kyslíkaté niklové rudy, se může podle vynálezu použít směs dvou uvedených redukčních činidel s obsahem síry a uhlíku.In addition, depending on the composition of the starting oxygen-containing nickel ore, a mixture of the two reducing agents containing sulfur and carbon may be used according to the invention.
Podle vynálezu je výhodné jako materiál s obsahem uhlíku použít koks obsahující sole kovů osmé skupiny periodické soustavy prvků.According to the invention, it is preferable to use coke containing the metal salts of the eighth group of the Periodic Table as carbon-containing material.
Účelné je použít podle vynálezu jako redukční činidlo 1,5 % materiálu obsahujícího uhlík vztaženo na hmotnost výchozí rudy a jako chlorační činidlo chlorid výpenatý v množství 5 %, vztaženo na hmotnost výchozí rudy.According to the invention, it is expedient to use as a reducing agent 1.5% of the carbon-containing material based on the weight of the starting ore and as the chlorinating agent 5% by weight of the starting ore.
Pro zlepšení oddělení niklu a kobaltu od železa při segregačním pražení a získaní metalizované fáze se vzájemným hmotnostním poměrem niklu k železu nad 1,5 : 1 se použije kyslikatá niklová ruda, která obsahuje 10 až 15 % hmotnosti krystalové vlhkosti,; jjajco redukční činidlo se použije materiál obsahující uhlík v množství 1,5 %, vztaženo na hmotnost výchozí rudy, jako chlorační činidlo se použije chlorid vápenatý vmnožství 5 % hmotnosti výchozí rudy, přičemž se při zahřívání výchozí rudy v těchto podmínkách vytváří plynná fáze, která obsahuje chlorovodík, vodní páru a vodík při jejich objemovém poměru přibližně rovném 1 až 2 : 1 : 0,5 až 1. K To improve the separation of nickel and cobalt from iron during segregation roasting and to obtain a metallized phase with a nickel to iron ratio by weight above 1.5: 1, an oxygen-containing nickel ore containing 10-15% by weight of crystal moisture is used; As the reducing agent, a carbon-containing material of 1.5% by weight of the starting ore is used, and the chlorinating agent used is calcium chloride in an amount of 5% by weight of the starting ore, forming a gaseous phase when the starting ore is heated under these conditions. hydrogen chloride, water vapor and hydrogen at a volume ratio of approximately 1 to 2: 1: 0,5 to 1. K
Ke zvýšenému vyloučení niklu a kobaltu, k zlepšení jakosti koncentrátu a parametrů segregačního pražení se udržuje v reakčním pásmu stanovené složení plynné fáze, používá se předem vyžíhaná kyslikatá niklová ruda bez krystalové vlhkosti, jako redukční činidlo se v množství 1,5 % hmotnosti výchozí kyslíkové niklové rudy používá materiál s obsahem uhlíku, jako chlorační činidlo se používá plynný chlorovodík, který se přivádí ve směsi s vodní párou. Zahříváním předem vyžíhané kyslíkaté niklové rudy ve stanovených podmínkách vzniká plynná fáze, která obsahuje chlorovodík, vodní páru a vodík při vzájemném jejich objemovém poměru přiměřeně rovném 1 áž 2 : 1 : 0,5 až 1. Zahřívání se provádí na teplotu 800 až 850 °C po dobu 0,5 až 1 h.To increase the elimination of nickel and cobalt, to improve the quality of the concentrate and segregation roasting parameters, to maintain the determined gas phase composition in the reaction zone, pre-annealed oxygen-free nickel ore without crystal moisture is used. The ore uses a carbon-containing material, and the chlorinating agent is hydrogen chloride gas which is mixed with water vapor. Heating of the pre-ignited oxygen-containing nickel ore under specified conditions produces a gas phase which contains hydrogen chloride, water vapor and hydrogen at a volume ratio of 1 to 2: 1: 0.5 to 1 relative to each other. for 0.5 to 1 h.
Způsob zpracování podle vynálezu umožňuje zpracovávat kyslíkaté niklové rudy, jak s nízkým, tj. pod 1 % hmotnosti, tak i s vysokým obsahem i niklu.The process according to the invention makes it possible to process oxygen-containing nickel ores, both low, i.e. below 1% by weight, as well as high in nickel.
Výhodnost použitých materiálů spočívá ve zrychlení mezní fáze postupu určené zkoumáním teoretických základů postupu a rozvinutím představy o mechanismu segregace niklu.The advantage of the materials used lies in the acceleration of the limit phase of the process determined by examining the theoretical foundations of the process and developing the concept of a nickel segregation mechanism.
Kladná úloha hliníku nebo hořčíku spočívá v jejich nízké teplotě tavení. Hliník vytváří tekutou fázi, která ovlivňuje vznik a intenzivní růst metalizovaných částic. Vznik metalizovaných částic probíhá při teplotách, které jsou výhodné pro hluboké oddělování niklu od železa, což umožňuje získat bohaté koncentráty s obsahem 20 až 27 % hmotnosti niklu při výtěžnosti 85 % po hluboké flotaci ! z chudých železnatých rud, obsahujících méně než I 1 % hmotnosti niklu a 30 % hmotnosti železa.The positive role of aluminum or magnesium is in their low melting point. Aluminum forms a liquid phase that affects the formation and intense growth of metallized particles. The formation of metallized particles takes place at temperatures which are advantageous for deep separation of nickel from iron, which makes it possible to obtain rich concentrates containing 20 to 27% by weight of nickel at a yield of 85% after deep flotation! from poor iron ores containing less than 1% by weight of nickel and 30% by weight of iron.
Účinnost’ použití tuhého redukčního činidla s obsahem uhlíku, předem zpracovaného vodním roztokem sole kovů osmé skupiny periodické soustavy prvků, např. chloridy a sírany, je podmíněna tím, že se při segregačním pražení kov sole redukuje na povrchu redukčního činidla až do základního složení. Přitom se vytvářejí aktivní střediska redukce chloridů niklu a kobaltu.The effectiveness of using a solid carbonaceous reducing agent pretreated with an aqueous solution of the metal salts of the eighth group of the Periodic Table of Elements, such as chlorides and sulphates, is conditional on reducing the salt metal on the reducing agent surface to the base composition. Active centers of nickel and cobalt chloride reduction are formed.
Je známá důležitá úloha síry při chloračním a redučním pražení různých materiálů, včetně rudy. Proto je účelné používat při segregaci jeho redukční činidla materiály obsahující uhlík a síru. Takovými materiály jsou koncentrát sulfíto-liho- i vých výpalků, koks s obsahem síry a naftový koks s obsahem síry.The important role of sulfur in the chlorination and reduction roasting of various materials, including ore, is known. Therefore, it is expedient to use carbon and sulfur-containing materials in the segregation of its reducing agent. Such materials are sulphate-stillage concentrate, sulfur coke and diesel coke containing sulfur.
V koncentrátu sulfito-lihových výpalků jsou složky obsahující uhlík a síru, které se při zahřívání uvolňují v podobě simého plynu a sirovodíku a kladně působí na mezní fázi postupu segregace niklu a jeho oddělení od železa.Sulfate stillage concentrate contains components containing carbon and sulfur, which are released on heating in the form of simulated gas and hydrogen sulphide and have a positive effect on the limit phase of the nickel segregation process and its separation from iron.
Jako redukční činidlo se rovněž používá naftový i koks, který obsahuje 2 až 8 % hmotnosti síry a zajišťuje hmotnostní poměr síry k niklu v rudě v rozmezí 0,05 až 0,14 : 1. Toto množství síry, přiváděné s naftovým koksem do procesu zpracoI vání, je podmíněno tím, že;‘ při hmotnostním poměru síry k niklu menším než 0,05 : 1 neovlivňuje síra zpracování a poměr síry k niklu nad 0,14 : 1 je nežádoucí, protože část síry znečisťuje výsledný produkt.Oil and coke are also used as reducing agents which contain 2 to 8% by weight of sulfur and provide a weight ratio of sulfur to nickel in the ore of 0.05 to 0.14: 1. This amount of sulfur fed with the diesel coke into the process is conditional on : at a sulfur to nickel weight ratio of less than 0.05: 1, sulfur does not affect processing, and a sulfur to nickel ratio above 0.14: 1 is undesirable because some of the sulfur contaminates the resulting product.
Účinnost’ tuhých redukčních činidel s obsahem Uhlíku je dána též tím, že uhlík působí při pyrolýze vodní páry za vzniku vodíku, který je aktivním redukovadlem chloridů kovů. Kromě toho povrch uhlíku je potřebný pro tvorbu metalisované fáze a její růst.The effectiveness of the carbon-containing solid reducing agents is also given by the fact that the carbon acts in the pyrolysis of water vapor to form hydrogen, which is an active metal chloride reducing agent. In addition, the carbon surface is needed for the formation of the metallized phase and its growth.
Výběr konkrétního redukčního činidla je podmíněn mineralogickým složením výchozí kyslíkaté niklové rydy. Použití redukčních činidel s obsahem síry, např. koksu, naftového koksu a koncentrátu sulfito-lihových výpalků umožňuje nejen zpracovat způsobem podle vynálezu rudu s různým mineralogickým složením, ale i značně zlepšit parametry a ukazatele postupu.The choice of a particular reducing agent is determined by the mineralogical composition of the starting oxygen-containing nickel trench. The use of sulfur-containing reducing agents, such as coke, diesel coke and sulphite stillage concentrate, not only allows the process according to the invention to process ore with different mineralogical composition, but also to significantly improve process parameters and indicators.
Množství redukčního činidla se bere v rozmezí ; 0,5 až 3 % hmotnosti zpracovávané rudy podle ' složení výchozí rudy. Použití redukčního činidla I v množství pod uvedeným rozmezím snižuje účin nost redukce chloridů niklu a kobaltu a v množstvú nad uvedeným rozmezím podporuje vznik velmi silné redukční atmosféry a okamžitou redukci niklu a části železa bez segregace, čímž dochází ke ztrátám kovu v odpadu flotace.The amount of reducing agent is taken in the range; 0.5 to 3% by weight of the ore to be treated, depending on the composition of the starting ore. The use of reducing agent I below this range reduces the efficiency of the reduction of nickel and cobalt chlorides and above this range promotes the formation of a very strong reducing atmosphere and immediate reduction of the nickel and iron portion without segregation, thereby losing metal in the flotation waste.
Kromě toho zbytek koksu, který zůstane ve výpalků, spotřebuje velké množství činidel při flotaci a znečisťuje výsledný koncentrát.In addition, the remainder of the coke remaining in the stillage consumes a large amount of flotation agents and contaminates the resulting concentrate.
Při segregaci kyslíkatých niklových rud se jako chlorační činidlo přednostně použije chlorid vápenatý. Jeho výhodnost je dána tím, že v součinnosti s vodní párou zajišťuje vysoký tlak chlorovodíku, nutný pro aktivaci kyslíkaté niklové rudy. Přítomnosti vodní páry v procesu zpracování se zajišťuje buď vlhkostí a to krystalovou nebó hydroskopickou Ve výchozí kyslíkaté niklové rudě nebo přívodem vodní páry do procesu tepelného zpracování předem vyžíhané výchozí rudy.In the segregation of oxygen nickel ores, calcium chloride is preferably used as the chlorinating agent. Its advantage is given by the fact that, in conjunction with water vapor, it provides the high hydrogen pressure required for the activation of the oxygen-containing nickel ore. The presence of water vapor in the treatment process is ensured either by moisture, either crystal or hygroscopic in the starting oxygen-containing nickel ore or by supplying water vapor to the heat treatment process of the previously ignited starting ore.
Vodní pára je jednou z důležitých složek plynné fáze při segregaci niklu. Jednak je nevyhnutelná pro získání vodíku a chlorovodíku, jednak podporuje oddělení niklu od železa. Při stanoveném poměru chlorovodíku k vodní páře probíhá segregace niklu a potlačuje se segregace železa na úkor stálosti chloridů niklu v těchto podmínkách a nestálosti chloridů železa, které hydrolyzují a znovu přecházejí na kysličníky železa.Water vapor is one of the important constituents of the gas phase in nickel segregation. On the one hand, it is inevitable for the recovery of hydrogen and hydrogen chloride, and on the other hand it promotes the separation of nickel from iron. At a given ratio of hydrogen chloride to water vapor, nickel segregation occurs and iron segregation is suppressed at the expense of the stability of nickel chlorides under these conditions and the volatility of iron chlorides, which hydrolyze and re-convert to iron oxides.
Protože v průběhu segregace přísluší rozhodující úloha plynným činidlům, jako je vodík, chlorovodík a vodní pára, závisí úspěšný průběh segregace na kontrole a řízení plynné fáze. Složky plynné směsi musejí být v takovém vzájemném poměru, aby byla zajištěna chlorace niklu a kobaltu a hydrolýza chloridů železa, redukce chloridů niklu a kobaltu na kov a kysličníku železitého na kysličník železnatý, který potom reaguje s nekovovými i složkami a vytváří olivínovou fázi, a aby se odvrátila možnost vzniku kovové fáze na úkor přímé redukce kysličníků bez segregace.Since gaseous agents such as hydrogen, hydrogen chloride and water vapor play a decisive role during segregation, the successful course of segregation depends on the control and control of the gas phase. The components of the gaseous mixture must be in proportion to each other to ensure the chlorination of nickel and cobalt and the hydrolysis of iron chloride, the reduction of nickel and cobalt chlorides to metal and ferric oxide to ferrous oxide, which then reacts with the nonmetallic and constituents to form the olivine phase; has turned away the possibility of metal formation at the expense of direct reduction of oxides without segregation.
Podle vynálezu se používá jako optimální množství 5 % chloridu vápenatého, 1,5 % redukovadla s obsahem uhlíku, vztaženo na hmotnost rudy, a kyslíkatá niklová ruda s 10 až 15 % hmotnosti krystalové vlhkosti a v plynové fázi se získá optimální objemový poměr chlorovodíku k vodní ; páře a k vodíku rovný 1 až 2 : 1 : 0,5 až 1. ,According to the invention, an optimum amount of 5% calcium chloride, 1.5% carbon-containing reducing agent based on ore weight, and an oxygen-containing nickel ore with 10-15% crystal moisture is used, and the optimum volume ratio of hydrogen chloride to water is obtained in the gas phase. ; steam and hydrogen equal to 1: 2: 1: 0.5 to 1.,
S ohledem na značnou závislost ukazatelů způsobu zpracování na složení plynové fáze, za účelem účinnějšího působení a vedení postupu, provádí se přednostně při teplotě 800 až 850 °C po dobu 0,5 až 1 h s použitím předem vyžíhané rudy v přitom- , nosti 1,5 % redukovadla s obsahem uhlíku, vztaženo na hmotnost rudy, s náhradou tuhého chlorační- ho činidla plynným chlorovodíkem ve směsi s vodní párou v takovém množství, aby byl v plynné fázi έ zajištěn poměr chlorovodíku, vodní páry a vodíku..Λ rovný poměru 1 až 2 : 1 : 0,5 až 1. /In view of the considerable dependence of the process parameters on the composition of the gas phase, in order to operate and guide the process more efficiently, it is preferably carried out at a temperature of 800 to 850 ° C for 0.5 to 1 h using pre-calcined ore in room 1. 5% of reducing carbon content, based on the weight of ore, solid chlorační- substituting reagent by hydrogen chloride gas in admixture with steam in a quantity such that the gas phase έ provided ratio of the hydrogen, water vapor and hydrogen .. Λ equal to the ratio of 1 to 2: 1: 0.5 to 1. /
Takto způsob zpracování podle vynálezu umožňuje zdokonalit podmínky provádění postupu za současné zvýšené výtěžnosti niklu a kobaltu a zlepšené jakosti koncentrátu u rud s různým mineralogickým složením.Thus, the process of the invention makes it possible to improve the process conditions while increasing the yield of nickel and cobalt and improving the quality of the concentrate in ores with different mineralogical compositions.
Teplota pražem kyslíkatých nildových rud je snížena na 800 až 950 °C a doba ohřevu na tuto teplotu činí 1 až 1,5 h. Takto je odstraněna isotermická prodleva a proces se uskutečňuje pouze po dobu ohřevu na uvedené teploty.The temperature of the oxygen-containing nild ores in Prague is reduced to 800 to 950 ° C and the heating time to this temperature is 1 to 1.5 h. This eliminates the isothermal delay and the process takes place only for the time of heating to said temperatures.
Použitím plynného chloračního činidla se teplota pražení sníží na 800 až 850 °C a doba zpracování na , 0,5 až 1,0 h.The use of the gaseous chlorinating agent reduces the roasting temperature to 800 to 850 ° C and the processing time to 0.5 to 1.0 h.
Snížení teploty a délky pražení a vyloučení i izotermické prodlevy zřetelně ulehčuje postup segregace niklu ve velkém měřítku a přibližuje . parametry pražení k průmyslově využívanému postupu pro zpracování měděných rud segregací.Reducing the temperature and length of roasting and eliminating as well as the isothermal delay clearly facilitates the process of large-scale nickel segregation and approximates. roasting parameters for an industrial process for processing copper ores by segregation.
Postup podle vynálezu umožňuje získat metalisovanou fázi ve výpražku s hmotnostním poměrem niklu k železu nad 1,5 : 1. Při takovém poměru se podstatně mění povrchové vlastnosti metalisované fáze, zlepšuje se flotace kovových částic při použití obyčejných sběračů a nejsou zapotřebí činidla obsahující měď.The process according to the invention makes it possible to obtain a metallised phase in a fry with a nickel to iron weight ratio above 1.5: 1. With such a ratio, the surface properties of the metallised phase are substantially altered, the flotation of the metal particles is improved using ordinary collectors and
Použitím způsobu zpracování podle vynálezu se zřetelně snižují odpady reakčních činidel a zejména odpad tuhého redukovadla s obsahem uhlíku nepřesahuje 2 až 3 % a odpad chloridu vápenatého maxim. 5 %.By using the treatment method according to the invention, the waste of the reagents is significantly reduced, and in particular the solid reducing agent waste with a carbon content does not exceed 2 to 3% and the calcium chloride waste maxima. 5%.
Způsob zpracování podle vynálezu umožňuje získat z kyslíkatých niklových rud různého mineralogického složení a obsahujících do 1 % hmotnosti niklu koncentráty s 12 až 20 % hmotnosti niklu při výtěžnosti niklu 80 až 90 % a kobaltu 75 až 90%.The process according to the invention makes it possible to obtain from oxygen-containing nickel ores of different mineralogical composition and containing up to 1% by weight of nickel concentrates with 12 to 20% by weight of nickel with a yield of 80 to 90% nickel and 75 to 90% cobalt.
Způsob zpracování podle vynálezu může být periodický nebo plynulý. Periodický postup se provádí tímto způsobem.The process according to the invention may be periodic or continuous. The periodic procedure is performed in this manner.
Usušená rozmělněná kyslíkatá niklová ruda se smísí s redukovadlem nebo se směsí redukovadel a s chloračním činidlem, čímž vznikne vsázka.The dried ground oxygenous nickel ore is mixed with a reducing agent or a mixture of reducing agents and a chlorinating agent to form a charge.
Pro zlepšení prodyšnosti se materiály vsázky spojují do větších celků, např, sbalováním. Sbalky se vsázejí do kovového reaktoru a zahřívají se až na stanovenou teplotu podle různého režimu závislého na složení rudy. Ochlazení výpražků se provádí bez přístupu vzduchu. Potom se výpražek upravuje flotací, magnetickou separací nebo obojím. Základním postupem úpravy je flotace. Magnetická separace se používá při dohotovení Rotačního koncentrátu nebo vylučování niklu z Rotačního odpadu.In order to improve the breathability, the batch materials are combined into larger units, e.g., by packaging. The bales are charged into a metal reactor and heated up to a specified temperature according to a different ore-dependent regime. The coolers are cooled without air. Then, the fry is treated by flotation, magnetic separation, or both. The basic adjustment procedure is flotation. Magnetic separation is used to make a Rotary Concentrate or to remove Nickel from a Rotary Waste.
Vyrobený výpražek se rozmělňuje za mokra při hmotnostním poměru pevné látky: kapalině: brusné látce rovném 1 : 0,5 : 6 na velikost zrna s 80 až 85 % třídy 0,074 mm a potom se po dobu 30 min přivede do styku se síranem mědhatým při hmotnostním poměru pevné látky: kapalině rovném 1 : 1 až 2 a teplotě rmutu 60 až 70 °C. Odpad síranu měďnatého je závislý na složení vsázky a parametrech pražení a pohybuje se v rozmezí 0,5 až 1,5 kg/t.The produced fraction is wet ground at a solid: liquid: abrasive: 1: 0.5: 6 weight ratio to a grain size of 80 to 85% of the 0.074 mm class and then contacted with copper sulfate for 30 min at weight a solid: liquid ratio of 1: 1 to 2 and a mash temperature of 60 to 70 ° C. The copper sulphate waste depends on the batch composition and the roasting parameters and ranges from 0.5 to 1.5 kg / t.
Flotace se provádí po přísunu sběrače butylového xantogenátu a pěnidla, tj. směsi monobytylesterů propylenglykolů, s jejich spotřebou přiměřeně 200 až 400 a 40 až 60 g/t. Doba základní a kontrolní flotace činí 5 a 10 min a čisticí flotace 5 až 7 min.The flotation is carried out after supplying the butyl xanthate collector and the foaming agent, i.e., a mixture of propylene glycol monobutyl esters, with an appropriate consumption of 200 to 400 and 40 to 60 g / t. The baseline and control flotation time is 5 and 10 min, and the cleaning flotation time is 5 to 7 min.
Způsob zpracování podle vynálezu se může provádět i plynule v zařízení s výrobou 50 až 75 kg za den.The process according to the invention can also be carried out continuously in a plant with a production of 50 to 75 kg per day.
Reaktor tvoří svislá roura ze speciální oceli, vysoká 3 m a o průměru 70 mm.The reactor consists of a vertical pipe made of special steel, 3 m high and 70 mm in diameter.
Rovnoměrně na výšku pece je umístěno několik vodorovných nátrubků pro přívod a odvod plynové fáze. Systém vnějšího úsekového ohřevu umožňuje získat různé tepelné režimy po délce reaktoru.Several horizontal nozzles for gas inlet and outlet are located evenly on the furnace height. The external sectional heating system makes it possible to obtain different thermal modes along the length of the reactor.
Materiál postupuje ze shora přes zásobník a dole se vykládá .šnekovým podavačem. Jako výchozí materiál se používají sbalky velikosti 1 až 3 mm, které sestávají z rozmělněné kyslíkaté niklové rudy, chloračního činidla a redukovadla s obsahem uhlíku. Doba a teplota pražení se pohybují v rozmezí 0,5 až 1,5 h a 800 až 950 °C.The material flows from above through the container and is unloaded at the bottom by a screw feeder. Packages of 1 to 3 mm are used as starting material and consist of ground oxygen-containing nickel ore, a chlorinating agent and a carbon-containing reducing agent. The roasting time and temperature range from 0.5 to 1.5 h and 800 to 950 ° C.
V těchto podmínkách vyloučení do flotačního koncentrátu, obsahujícího 10 až 12 % niklu a 0,45 až 0,6 % hmotnosti kobaltu, tvořilo 85 až 88 %. Přitom se hmotnostní obsah niklu v odpadu flotace. snížil z 0,18 až 0,20 na 0,12 až 0,14 % ve srovnání ' s pokusy v periodickém režimu.In these conditions, the exclusion into the flotation concentrate containing 10-12% nickel and 0.45-0.6% by weight of cobalt constituted 85-88%. Here, the nickel content by weight in the flotation waste is determined. decreased from 0.18 to 0.20 to 0.12 to 0.14% compared to periodic trials.
Použití naftového koksu s obsahem síry jako redukovadla snížilo teplotu pražení na 800 až 850 °C. ,The use of sulfur-containing diesel coke as a reducing agent reduced the roasting temperature to 800 to 850 ° C. ,
Analýza plynové fáze, která se tvoří při segregač- í ním pražení periodickém i plynulém, umožnila stanovit složení plynné fáze a její změnu v závislosti : na délce a teplotě pražení.The analysis of the gas phase, which occurs during both periodic and continuous segregation roasting, made it possible to determine the composition of the gas phase and its change in dependence on the length and temperature of the roasting.
Za účelem zkoumání možnosti řízení sldadbou plynné fáze a parametry pražení byly provedeny, i v plynulém postupu zkoušky s náhradou tuhého ; chloračního činidla plynným chlorovodíkem ve směsi s vodní párou v objemovém poměru 1 až 2 : 1. V tomto případě jsou výchozím materiálem sbalky, zhotovené ze směsi 1,5 % hmotnosti naftového koksu s obsahem síry a předem při 950 °C po ;In order to investigate the possibility of gas phase control and roasting parameters were carried out, even in the continuous procedure of the solid replacement test; chlorinating agent with gaseous hydrogen chloride in a mixture with water vapor in a ratio of 1 to 2: 1. In this case, the starting material is bales made from a mixture of 1.5% by weight of sulfur-containing naphtha coke and previously at 950 ° C after;
' dobu 1 h vyžíhané výchozí kyslíkaté niklové rudy. Plynná směs chlorovodíku s vodní párou se přivádí přímým tokem rychlostí pod 0,1 m.s_1. Nosným plynem je argon. Pražení se provádí při teplotě 800 až .850 °G po dobu 0,5 až 1 h, : Vyloučení niklu do koncentrátu, s obsahem 8 až % hmotnosti niklu, představuje 75 až 85 %. Takto provedený způsob zpracování kyslíkaté ! niklové rudy vykazuje ve srovnání se známými způsoby řadu výhod:Annealed starting oxygen-containing nickel ore for 1 hour. The gaseous mixture of hydrogen chloride and water vapor is supplied by direct flow at a rate below 0.1 ms -1 . The carrier gas is argon. The roasting is carried out at a temperature of 800-850 ° C for 0.5 to 1 hour. The exclusion of nickel into the concentrate, containing 8 to% by weight of nickel, is 75 to 85%. Oxygen treatment method thus performed ! Nickel ores have a number of advantages over known processes:
snižuje se teplota pražení z 900 až 1100 °C na 800 až950°C;the roasting temperature is reduced from 900 to 1100 ° C to 800 to 950 ° C;
zkracuje se délka pražení ze 2,5 až 4 h na 0,5 až ; 1,5 h;the roasting time is reduced from 2.5 to 4 h to 0.5 to; 1.5 h;
je vyloučena izotermická prodleva při těchto teplotách;an isothermal delay at these temperatures is avoided;
zmenšuje se spotřeba činidel a to na nejvýše 5 % chloridu vápenatého a na 2 až 3 % redukovadla s obsahem uhlíku, vztaženo na hmotnost rudy;the consumption of reagents is reduced to not more than 5% of calcium chloride and to 2 to 3% of a carbon-containing reducing agent, based on the weight of the ore;
; dosahuje se vysoké oddělení niklu a kobaltu od i železa, hmotnostní poměr niklu k železu v metalisované fázi je nad 1,5;; high separation of nickel and cobalt from iron is achieved, the mass ratio of nickel to iron in the metallised phase being above 1.5;
flotace niklu a kobaltu probíhá bez aktivátoru; j dosahuje se u chudých rud vysoké vyloučení niklu (80 až 90 %) a kobaltu (75 až 90 %) do koncentrái tu, který obsahuje 10 až 20 % hmotnosti niklu;flotation of nickel and cobalt occurs without activator; j high leaching of nickel (80 to 90%) and cobalt (75 to 90%) is achieved in concentrates containing 10 to 20% nickel by weight in poor ores;
1 účinně se zpracovávají kyslíkaté niklové rudy i různého mineralogického složení. 1 , oxygen-containing nickel ores of different mineralogical composition are effectively processed.
Pro lepší pochopení způsobu zpracování kyslíkatých niklových rud podle vynálezu jsou dále : uvedeny příklady provedení, v nichž všechny údaje o složení vsázky, rudy, koncentrátu atd. (%, díly): znamenají, pokud není uvedeno jinak, složení hmotnostní.For a better understanding of the process for the treatment of oxygen nickel ores according to the invention, the following are exemplary embodiments in which all batch, ore, concentrate, etc. composition (%, parts): unless otherwise indicated, are by weight.
Příklad 1Example 1
Zpracovává se kyslíkatá niklová ruda, která obsahuje tyto základní„složky:1,1 % niklu, 0,09 % kobaltu, 30,5 % železa, 25 % kysličníku křemičitého, 4 % kysličníku hořečnatého, 5 % kysličníku hlinitého, 2,5 % kysličníku chromitého, 1,6 % í kysličníku vápenatého. Ztráty žíháním představují !Oxygen ore is processed which contains the following basic components: 1.1% nickel, 0.09% cobalt, 30.5% iron, 25% silica, 4% magnesium oxide, 5% alumina, 2.5% chromium trioxide, 1.6% of calcium oxide. Annealing losses represent!
% hmotnosti.% by weight.
Vsázka v množství 200 g, která sestává z rudy o zrnitosti pod 2,5 mm, 5 % bezvodého chloridu vápenatého zrnitosti pod 0,5 mm, 2 % koksu zrnitosti pod 0,25 mm a obsahujícího do 2 % síry, a 1 % hliníkového prášku zrnitosti pod 0,1 mm, se umístí y reaktoru ze speciální ocele — pece s programovým automatickým řízením ohřevu, zahřívá se na teplotu 950 °C po dobu 1,5 h a ochlazuje se pomalu ve vlastní atmosféře. Výpražek se upravuje flotací. Vyloučení niklu do koncentrátu, který obsahuje 20,6 % niklu, představuje 80%. .A 200 g charge consisting of ore with a grain size below 2.5 mm, 5% anhydrous calcium chloride, a grain size below 0.5 mm, a 2% coke with a grain size below 0.25 mm and containing up to 2% sulfur, and 1% aluminum powder of granularity below 0.1 mm, is placed in a special steel reactor - a programmable automatic heating control furnace, heated to 950 ° C for 1.5 h and cooled slowly in its own atmosphere. The frying is adjusted by flotation. The elimination of nickel into a concentrate containing 20.6% nickel is 80%. .
Obsah niklu v odpadu flotace činí 0,20%. Vyloučení kobaltu do koncentrátu, který obsahuje 0,95 % kobaltu, představuje 65 %.The nickel content of the flotation waste is 0.20%. The excretion of cobalt into a concentrate containing 0.95% cobalt is 65%.
I Příklad 2 j Zcela se reprodukují podmínky podle příkladu [ 1, avšak hliníkový prášek se přidává v množství J 0,5 %, vztaženo na hmotnost rudy. , ·Example 2 The conditions of Example [1] were completely reproduced, but aluminum powder was added in an amount of 0.5% by weight of the ore. , ·
V tomto případě se do koncentrátu, který ; obsahuje 26,6 % niklu, vylučuje 85 %* niklu, i Obsah niklu v odpadu činí 0,15 %. Vyloučení ; kobaltu do koncentrátu, který obsahuje 1 % kobaltu, představuje 70 %.In this case, the concentrate, which; it contains 26.6% nickel, eliminates 85% * nickel, i The nickel content of the waste is 0.15%. Exclusions; cobalt to a concentrate containing 1% cobalt is 70%.
IAND
IAND
Příklad 3Example 3
Použije se kyslíkatá niklová ruda stejného složení jako v příkladu 1, rozmělněná na zrnitost ze 70 až 80. % stupně - 0,74 mm.An oxygen-containing nickel ore of the same composition as in Example 1 was used, ground to a granularity of 70-80% degree - 0.74 mm.
K rudě se přidá 5 % bezvodého chloridu vápenai tého, 1 % koksu a 1 % koksu s obsahem chloridu i nikelnatého, přičemž zrnitost přidávaných činidel S je stejná jako v příkladu 1.To the ore was added 5% anhydrous calcium chloride, 1% coke and 1% coke containing both nickel chloride and nickel, the grain size of the added agents S being the same as in Example 1.
Koks s obsahem chloridu nikelnatého se připraví takto. Rozmělněný koks se zpracuje vodným roztokem chloridu nikelnatého a vysuší se při teplotě 100 °C. Množství chloridu nikelnatého se přidává podle výpočtu hmotnostního poměru kovu sole k redukovadlu, který se rovná 0,005 až 0,025 : 1.The coke containing nickel chloride is prepared as follows. The ground coke is treated with an aqueous nickel chloride solution and dried at 100 ° C. The amount of nickel chloride is added by calculating the weight ratio of metal salt to reducing agent of 0.005 to 0.025: 1.
Směs rudy s činidly se sbaluje na rozměr sbalků 1 až 3 mm a zahřívá se na teplotu 900 °C po dobu»The mixture of ore and reagents is packed to a pack size of 1 to 3 mm and heated to 900 ° C for »
1,5 h. Ochlazený výpražek se upravuje flotací.1.5 h. The cooled fry is adjusted by flotation.
Vyloučení niklu do koncentrátu, který obsahuje 10,4 % niklu, představuje 80 % při obsahu 0,2 % r niklu v odpadu flotace.Elimination of the nickel to a concentrate containing 10.4% nickel, 80% constitutes 0.2% in content of R in nickel flotation waste.
Příklad 4Example 4
Složení kyslíkaté niklové rudy a vsázky j e shodné s příkladem 3, avšak ohřev se provádí po dobuThe composition of the oxygen-containing nickel ore and charge is the same as in Example 3, but heating is carried out for a period of time
1.5 h na teplotu 950 °C.1.5 h at 950 ° C.
Vyloučení niklu do koncentrátu, který obsahuje 7 % niklu, představuje 84 % při obsahu 0,17 % niklu v odpadu flotace.The deposition of nickel into a concentrate containing 7% nickel represents 84% at a content of 0.17% nickel in the flotation waste.
Příklad 5Example 5
Použije se kyslíkatániklováruda, která obsahuje i tyto základní složky: 1,1 % niklu, 0,09 % kobaltu,Oxygenate ore, which also contains the following constituents, is used: 1.1% nickel, 0.09% cobalt,
30.5 % železa, 25 % kysličníku křemičitého, 4 % kysličníku hořečnatého, 5 % kysličníku hlinitého,30.5% iron, 25% silica, 4% magnesium oxide, 5% alumina,
2.5 % kysličníku chromitého, 1,6 % kysličníku vápenatého. Ztráty při žíhání činí 12 % hmoti nosti.2.5% chromium oxide, 1.6% calcium oxide. The losses on ignition are 12% by weight.
Do reaktoru ze speciální oceli se vsadí 200 g na j velikost 1 až 3 mm sbalené vsázky, která sestává z rudy, 5 % chloridu vápenatého, 1 % koksu a 1 % koksu obsahujícího sůl kovů osmé skupiny periodické soustavy prvků. V tomto případě se . koks ! zpracovává l%ním vodným roztokem chloridu železitého v množství odvozeném z výpočtu hmotnostního poměru kovu soli k redukovadlu, rovného 0,005 až 0,025 : 1. Ohřev se provádí na teplotu 950 °C po dobu 1,5 h. Ochlazený výpražek se ' flotuje. Vyloučení niklu do koncentrátu, který í obsahuje 6,8 % niklu, představuje 70 %.The special steel reactor is charged with 200 g per 1 - 3 mm packed charge consisting of ore, 5% calcium chloride, 1% coke and 1% coke containing the metal salt of the eighth group of the Periodic Table of the Elements. In this case,. coke! It is treated with a 1% aqueous solution of ferric chloride in an amount derived from the calculation of the weight ratio of salt metal to reducing agent of 0.005 to 0.025: 1. The heating is carried out at 950 ° C for 1.5 hours. The exclusion of nickel into the concentrate, which contains 6.8% nickel, is 70%.
Příklad 6Example 6
Podmínky zkoušky jsou stejné jako v příkladu 5. Složení sbalků je rovněž stejné jako V příkladů 5, až na vyloučený koks, který obsahoval sůl koVu 8. skupiny periodické soustavy prvků. V tomto případě se použitý koks zpracoval 1 %ním vodným roztokem síranu železitého a zachoval se výše i : uvedený hmotnostní poměr kovu soli k redukovadlu.The test conditions are the same as in Example 5. The composition of the packs is also the same as in Example 5, except for the coke which contained coke 8 of the Group 8 Periodic Table. In this case, the coke used was treated with a 1% aqueous ferric sulphate solution and the above ratio of metal salt to reducing agent was maintained.
Vyloučení niklu do koncentrátu, který obsahuje i 6 % niklu, představovalo 76 %.The exclusion of nickel into the concentrate, which also contained 6% nickel, was 76%.
Příklad 7Example 7
Použije se kyslíkatá niklová ruda, která obsahuje tyto základní složky: 0,58 % niklu, 0,02 % kobaltu, 10 % železa, 41 % kysličníku křemičitého, 25 % kysličníku hořečnatého, 1,5 % kysličníku hlinitého, 2,5 % kysličníku vápenatého a 0,7 % kysličníku chromitého. Ztráty žíháním čmí 14 %.An oxygen-containing nickel ore is used which contains the following constituents: 0.58% nickel, 0.02% cobalt, 10% iron, 41% silica, 25% magnesium oxide, 1.5% alumina, 2.5% oxide calcium and 0.7% chromium trioxide. Ignition losses amount to 14%.
! K rudě se přidá 5 % chloridu vápenatého a 2 % naftového koksu s obsahem síry. Potom se vsáťs;?1 sbaluje na velikost částic 1 až 8 mm a vsadí se do ocelového reaktoru. Postup se vede při teplotě 950 °C po dobu 1,5 h. Ochlazený výpražek se flotuje. Vyloučení niklu do koncentrátu, který obsahuje 6,8 % niklu, představuje 70 %.Vylouče- , | ní kobaltu do koncentrátu, který obsahuje 0,33 % ; kobaltu, představuje 65 %.! To the ore was added 5% calcium chloride and 2% sulfur-containing diesel coke. Then you bet; 1 packs to a particle size of 1 to 8 mm and is charged into a steel reactor. The procedure is carried out at a temperature of 950 ° C for 1.5 h. The cooled precipitate is flotated. The elimination of nickel into a concentrate containing 6.8% nickel is 70% adding cobalt to a concentrate containing 0.33%; cobalt, representing 65%.
Příklad 8Example 8
Použila se kyslíkatá niklová ruda, která obsahuje tyto základní složky: 1,1 % niklu, 0,038 % kobaltu, 26 % železa, 35 % kysličníku křemičitého, 15 % kysličníku hořečnatého, 3 % kysličníku hlinitého, 1 % kysličníku chromitého a 1,5 % kysličníku vápenatého. Ztráty žíháním činí 10 %.Oxygen nickel ore was used, containing the following basic components: 1.1% nickel, 0.038% cobalt, 26% iron, 35% silica, 15% magnesium oxide, 3% alumina, 1% chromium oxide and 1.5% calcium oxide. The annealing losses are 10%.
Směs, která sestává z kyslíkaté niklové rudy, 5 % chloridu vápenatého a 1,5 % naftového koksu s obsahem síry, se sbaluje na velikost sbalků 1 až 3 mm, vsází se v množství 200 g do ocelového reaktoru, zahřívá se na teplotu 950 °C po dobuThe mixture, which consists of oxygen-containing nickel ore, 5% calcium chloride and 1.5% sulfur-containing diesel coke, is packed to a pellet size of 1 to 3 mm, charged in a quantity of 200 g into a steel reactor, heated to 950 ° C for
1,5 h. Analýza plynné fázé, vznikající při segregačním pražení, ukázala, že objemový poměr chlorovodíku, vodní páry a vodíku činí 1:1: 0,5. Poměr niklu k železu ve vznikající metalisované fázi výpražku je 1,5 : 1.The gas phase analysis resulting from segregation roasting showed that the volume ratio of hydrogen chloride, water vapor and hydrogen was 1: 1: 0.5. The ratio of nickel to iron in the resulting metallised phase of the fry is 1.5: 1.
Ochlazený výpražek se flotuje. Vyloučení nikluThe cooled fry is floated. Elimination of nickel
0o koncentrátu, který obsahuje 20 % niklu, před- i stavuje 86 % při obsahu 0,18 % niklu v odpadu flotace.The concentrate containing 20% nickel is 86% at 0.18% nickel in the flotation waste.
Vyloučení kobaltu do koncentrátu, který obsahuje 0,28 % kobaltu, představuje 70 % při obsahu 0,01 % kobaltu v odpadu flotace.The excretion of cobalt into a concentrate containing 0.28% cobalt represents 70% at a content of 0.01% cobalt in the flotation waste.
Příklad 9Example 9
Použije se kyslíkatá niklová ruda, která obsahuje tyto základní složky: 0,7 % niklu, 0,08 % kobaltu, 32 % železa, 29 % kysličníku křemičitého, 3,5 % kysličníku hořečnatého, 7 % kysličníku hlinitého,An oxygen-containing nickel ore is used which contains the following constituents: 0.7% nickel, 0.08% cobalt, 32% iron, 29% silica, 3.5% magnesium oxide, 7% alumina,
2,3 % kysličníku chromitého, 0,4 % kysličníku vápenatého. Ztráty žíháním činí 12 %. Ruda se smísí s 5 % chloridu vápenatého a se 2 % koksu s obsahem síry a sbaluje se na velikost sbalků 1 až 3 mm. Sbalky s vsadí do reaktoru s plynulým postupem zpracování a zahřívají se na teplotu 950 °C po dobu 1,5 h. Po flotaci výpražku se odděluje 70 až 74 % niklu do koncentrátu, který ! obsahuje 5 až 6 % niklu. '2.3% chromium trioxide, 0.4% calcium oxide. The annealing losses are 12%. The ore is mixed with 5% calcium chloride and 2% sulfur coke and packed to a pack size of 1 to 3 mm. The packs are charged into a continuous process reactor and heated to 950 ° C for 1.5 h. After flotation, 70-74% of the nickel is separated into a concentrate which is heated to about 90 ° C. it contains 5 to 6% nickel. '
Obsah niklu v odpadu flotace činí 0,26 až 0,28 %. Vyloučení kobaltu do koncentrátu, který obsahuje 0,45 % kobaltu, představuje 65 až 75 % j a obsah kobaltu v odpadu flotace činí 0,01 %. , iThe nickel content of the flotation waste is 0.26 to 0.28%. The excretion of cobalt into a concentrate containing 0.45% cobalt is 65-75% and the cobalt content in the flotation waste is 0.01%. , i
Příklad 10 jExample 10 j
Zpracování se provádí v plynulém postupu. | Složení kyslíkaté niklové rudy je stejné jako | v příkladu 9. Ruda se smísí s 5 % chloridu vápenatého a se 2 % naftového koksu s obsahem síry, směs se sbaluje na velikost sbalků 1 až 3 mm a vsází do reaktoru. Zahřívá se na teplotu 880 °C po dobu 1,5 h.The processing is carried out in a continuous process. | The composition of oxygen - containing nickel ore is the same as in Example 9. The ore is mixed with 5% calcium chloride and 2% sulfur-containing naphtha coke, packed to a pellet size of 1 to 3 mm and charged to the reactor. Heat at 880 ° C for 1.5 h.
Po flotaci ochlazeného výpražku se vylučuje 85 až 88 % niklu do koncentrátu, který obsahuje 10 až 12 % niklu, při obsahu 0,17 až 0,12 % niklu v odpadu flotace. Vyloučení kobaltu do koncentrátu, který obsahuje 0,5 % kobaltu, představuje 90 % a obsah kobaltu v odpadu flotace je pod 0,01%.After flotation of the cooled fry, 85-88% of the nickel is deposited in a concentrate containing 10-12% of nickel, containing 0.17-0.12% of nickel in the flotation waste. The excretion of cobalt into a concentrate containing 0.5% cobalt is 90% and the cobalt content in the flotation waste is below 0.01%.
Příklad 11Example 11
Použije se kyslíkatá niklová ruda, která obsahuje základní složky: 0,58 % niklu, 0,02 % kobaltu, % železa, 41 % kysličníku křemičitého, 25 % kysličníku hořečnatého, 1,5 % kysličníku hlinitého, 0,7 % kysličníku chromitého a 2,5 % kysličníku vápenatého. Ztráty žíháním Sní 14%.An oxygen-containing nickel ore is used which contains the basic components: 0.58% nickel, 0.02% cobalt,% iron, 41% silica, 25% magnesium oxide, 1.5% alumina, 0.7% chromium oxide and 2.5% calcium oxide. Losses on ignition Reduces 14%.
Směs rudy s 5 % chloridu vápenatého a 3 % koncentrátu sulfito-hhových výpalků se sbaluje na velikost sbalků 1 až 3 mm, vsází se v množství 200 g do ocelového reaktoru a zahřívá po dobuA mixture of ore with 5% calcium chloride and 3% sulfite stillage concentrate is packed to a pellet size of 1 to 3 mm, charged in an amount of 200 g into a steel reactor and heated for a period of time.
1,5 h na teplotu 950 °C. Ochlazený výpražek se flotuje. Vyloučení niklu do koncentrátu, který obsahuje. 5 % niklu, představuje 72%. Obsah niklu v odpadu flotace činí 0,28 %. Vyloučení kobaltu do koncentrátu, který obsahuje 0,17 % kobaltu, představuje 64 % při obsahu kobaltu 0,015 % v odpadu flotace.1.5 h at 950 ° C. The cooled fry is floated. Elimination of nickel into the concentrate it contains. 5% nickel, representing 72%. The nickel content of the flotation waste is 0.28%. The excretion of cobalt into a concentrate containing 0.17% cobalt represents 64% with a cobalt content of 0.015% in the flotation waste.
..... '..... '
Příklad 12Example 12
Ke kyslíkaté niklové rudě, která obsahuje jako i základní složky 0,7 % niklu, 0,08 % kobaltu, 32 % železa, 29 % kysličníku křemičitého, 3,5 % kysliČí niku hořečnatého, 7 % kysličníku hlinitého, 2,3 % kysličníku chromitého, 0,4 % kysličníku vápenaté; ho, se přidává 1,5 % naftového koksu s obsahem síry, 1 % koncentrátu sulfito-lihových výpalků, 5 % chloridu vápenatého a směs se sbaluje na velikost sbalků 1 až 3 mm. Ostatní podmínky i zpracování jsou stejné jako v příkladu 11.For oxygen-containing nickel ore, which also contains, as constituents, 0.7% nickel, 0.08% cobalt, 32% iron, 29% silica, 3.5% magnesium niche, 7% alumina, 2.3% oxide chromium (III), 0.4% calcium oxide; 1.5% of sulfur-containing naphtha coke, 1% of sulfite stillage concentrate, 5% of calcium chloride are added and the mixture is packed to a pellet size of 1 to 3 mm. The other conditions and processing are the same as in Example 11.
Vyloučení niklu do koncentrátu, který obsahuje 11 % niklu, představuje 86,4 %. Obsah hiklu v odpadu flotace činí 0,15 %.The exclusion of nickel into a concentrate containing 11% nickel is 86.4%. The hickle content of the flotation waste is 0.15%.
Vyloučení kobaltu do koncentrátu, který obsahuje 0,74 % kobaltu, představuje 70,2 %. Obsah kobaltu v odpadu flotace činí 0,028 %.The excretion of cobalt into a concentrate containing 0.74% cobalt is 70.2%. The cobalt content of the flotation waste is 0.028%.
Příklad 13Example 13
Podmínky zpracování jsou stejné jako v příkladu 12, avšak použije se kyslíkatá niklová ruda, která obsahuje tyo základní složky: 1,45 % niklu, 0,09 % kobaltu, 22 % železa, 21 % kysličníku křemičitého, 15 % kysličníku hořečnatého, 12 % kysličníku hlinitého, 1,2 % kysličníku chromitého !. a 0,2 % kysličníku vápenatého. Ztráty žíháním činí 15 %. Vyloučení niklu do koncentrátu, který obsahuje 13 % niklu, představuje 85,5 %. Obsah niklu v odpadu flotace činí 0,28 %. Vyloučení kobaltu do koncentrátu, který obsahuje 0,71 % kobaltu, představuje 77,5 % při obsahu kobaltuThe processing conditions are the same as in Example 12, except that an oxygen-containing nickel ore containing the following constituents is used: 1.45% nickel, 0.09% cobalt, 22% iron, 21% silica, 15% magnesium oxide, 12% alumina, 1.2% chromium oxide! and 0.2% calcium oxide. The annealing losses are 15%. The exclusion of nickel into a concentrate containing 13% nickel is 85.5%. The nickel content of the flotation waste is 0.28%. The excretion of cobalt into a concentrate containing 0.71% cobalt is 77.5% at a cobalt content
0,028 % v odpadu flotace.0.028% in flotation waste.
Příklad 14Example 14
Podmínky zpracování jsou stejné jako v příkladu ; 11, avšak jako materiál s obsahem uhlíku se použije směs koksu a koncentrátu sulfito-lihových i výpalků v množství 0,7 % na hmotnost výchozí i kyslíkaté niklové rudy.The processing conditions are the same as in the example; 11, however, a mixture of coke and a sulfite alcohol stillage concentrate of 0.7% by weight of both the starting and oxygen-containing nickel ore is used as the carbon-containing material.
Vyloučení niklu do koncentrátu, který obsahuje ! 15 % niklu, představuje 72 % při obsahu niklu 0,22 % v odpadu flotace. Vyloučení kobaltu do koncentrátu, který obsahuje 0,43 % kobaltu, představuje 60 %.Elimination of nickel into the concentrate it contains! 15% nickel, representing 72% with a nickel content of 0.22% in the flotation waste. The excretion of cobalt into a concentrate containing 0.43% cobalt is 60%.
j Příklad 15j Example 15
Použije se kyslíkatá niklová ruda, která obsahuje tyto základní složky: 0,67 % niklu, 0,096 % kobaltu, 21 % železa, 33 % kysličníku křemičitého,An oxygen-containing nickel ore is used which contains the following constituents: 0.67% nickel, 0.096% cobalt, 21% iron, 33% silica,
8,5 % kysličníku hořečnatého, 5 % kysličníku j hlinitého, 1,8 % kysličníku chromitého a 1 % | kysličníku vápenatého. Ruda se smísí s 0,7 % ! koksu, 0,7 % naftového koksu s obsahem síry a s 5 % chloridu vápenatého a sbaluje se ha velikost sbalků 1 až 3 mm.8.5% of magnesium oxide, 5% of aluminum oxide, 1.8% of chromium oxide and 1% | calcium oxide. The ore is mixed with 0.7%! coke, 0.7% of sulfur-containing diesel coke and 5% of calcium chloride, and pack sizes of 1 to 3 mm.
Dále se zpracování provádí stejně jako v příklaί du 11. Vyloučení niklu do koncentrátu, který ! obsahuje 13,0 % niklu, činí 81 %. Obsah niklu v odpadu flotace činí 0,2 %. Vyloučení kobaltu do koncentrátu, který obsahuje 1 % kobaltu, činí 65 %. Obsah kobaltu v odpadu flotace jeFurthermore, the treatment is carried out as in Example 11. it contains 13.0% nickel and is 81%. The nickel content of the flotation waste is 0.2%. The excretion of cobalt into a concentrate containing 1% cobalt is 65%. The cobalt content in the flotation waste is
0,03 %.0.03%.
Příklad 16Example 16
Kyslíkatá niklová ruda, která obsahuje jako základní složky 0,7 % niklu, 0,08 % kobaltu, 32 % železa, 29 % kysličníku křemičitého, 3,5 % kysličníku hořečnatého, 7 % kysličníku hlinitého, 2,3 % kysličníku chromitého a 0,4 % kysličníku vápenatého, se předem vyžíhá pri teplotě 950 °C po dobu 1 h k odstranění krystalové vlhkosti. Vyžíhaná ruda se smísí s 1,5 % naftového koksu s obsahem síry a sbaluje se na velikost částic 1 až 3 mm. Sbalky se vsadí do svislého reaktoru s plynulým zpracováním, kde se zahřívají na teplotu 850 °C po dobuOxygenous nickel ore, which contains as principal constituents 0,7% nickel, 0,08% cobalt, 32% iron, 29% silica, 3,5% magnesium oxide, 7% alumina, 2,3% chromium trioxide and 0 4% calcium oxide is annealed beforehand at 950 ° C for 1 h to remove crystal moisture. The annealed ore is mixed with 1.5% sulfur-containing diesel coke and packed to a particle size of 1 to 3 mm. The packs are charged into a vertical, continuous process reactor where they are heated to 850 ° C for a period of time.
1.5 h. Do horní zóny reaktoru se přivádí směs chlorovodíku, vodní páry a argonu, přičemž objemový obsah složek ve směsi přiměřeně činí 50, % a 25 %. V průběhu segregačního pražení vznikající plynová fáze obsahuje chlorovodík, vodní páru a vodík v objemovém poměru 1,5 : 1 : 1. Výrobnost zařízení činí 50 až 75 kg za den. Průměrné vzorky ochlazeného výpražku se flotují. i1.5 h. A mixture of hydrogen chloride, water vapor and argon is fed to the top zone of the reactor, the content by volume of the components in the mixture being respectively 50,% and 25%, respectively. The gas phase produced during segregation roasting contains hydrogen chloride, water vapor and hydrogen in a volume ratio of 1.5: 1: 1. Average samples of the cooled fry are floated. and
Vyloučení niklů do koncentrátu, který obsahuje 8 až 11 % niklu, činí 75 až 85 %. Obsah niklu -v odpadu flotace činí 0,3 až 0,15 %. Vyloučení kobaltu do koncentrátu představuje 70 až 80 %.The elimination of nickels into the concentrate containing 8 to 11% nickel is 75 to 85%. The nickel content of the flotation waste is 0.3 to 0.15%. The excretion of cobalt into the concentrate is 70 to 80%.
Příklad 17Example 17
Použije se kyslíkatá niklová ruda, která obsahuje tyto základní složky: 1,1 % niklu, 0,08 % kobaltu,An oxygen-containing nickel ore is used which contains the following constituents: 1.1% nickel, 0.08% cobalt,
30.5 % železa, 25,6 % kysličníku křemičitého,30.5% iron, 25.6% silica,
4,1 % kysličníku hořečnatého, 5,0 % kysličníku hlinitého, 1,6 % kysličníku vápenatého, 2,5% j. kysličníku chromitého a ztráty žíháním činí 12%.4.1% of magnesium oxide, 5.0% of alumina, 1.6% of calcium oxide, 2.5% of chromium oxide and 12% loss on ignition.
Směs, ktěrá sestává z výchozí rudy, 5 % chloridu vápenatého a 2 % naftového koksu s Obsahem síry, se sbaluje na sbalky o velikostí 1 až 3 mm, vsází se v mnóžství-200 g do ocelového reaktoru a zahřívá po dobu 1,5 h na teplotu 950 °C.The mixture, which consists of the starting ore, 5% calcium chloride and 2% sulfur-containing diesel coke, is packed into bales of 1 to 3 mm, charged in quantities of -200 g into a steel reactor and heated for 1.5 h. to 950 ° C.
Ochlazený výpražek se rozmělňuje pri poměru pevné látky: kapalině: brusiví) rovném 1 : 0,5 : 6 na hrubost zrna 80 až 85 % třídy 0,074 mm, rmut se zahřívá na teplotu 60 až 70 °C, přivede se do styku s reagenty a flotuje se. Doba základní flotace je 5 min a kontrolní flotace je 10 mifi. K flotaci se použije jako reakční činidló 400 g/t butylxantógenátu a 40 g/t sosnového oleje a 20Ó g/t butylxantogenátu a 20 g/t sosnového'oleje.The cooled fraction is pulverized at a solid: liquid: abrasive ratio of 1: 0.5: 6 to a grain size of 80-85% of the 0.074 mm class, heated to 60-70 ° C, contacted with the reagents and flotuje se. The base flotation time is 5 min and the control flotation is 10 mifi. For flotation, 400 g / t butyl xanthate and 40 g / t soy oil and 20 g / t butyl xanthate and 20 g / t soy oil were used as reagents.
V metalisované :fázi výpražku po segregačním pražení byl obsah niklu okolo 70 %.In metalisované: phase segregation roasting pyrites after the nickel content of about 70%.
V tab. I jsou uvedeny výsledky srovnávacích zkoušek s předběžnou aktivací kovového niklu ionty mědi (doba aktivace je 30 min, spotřeba sole CuSO4.5 H2O je 1,0 kg/t) a bez aktivace.In tab. I presents the results of comparative testing of the preliminary activation of metallic nickel and copper ions (activation time is 30 min, the consumption of salt CuSO 4 .5 H 2 O is 1.0 kg / tonne) and without activation.
209 203209 203
Tab. 1 ...f í 12Tab. 1 ... f 12
I Příklad 18 !; Pro srovnání s vynálezem se provede postup, který sě uskuteční následujícím způsobem.Example 18! For comparison with the invention, a procedure is carried out which is carried out in the following manner.
i Použije se kyslíkatá niklová ruda, která obsahuje tyto základní složky: 1,1 % niklu, 0,08 % kobaltu, i 30,5% železa, 25,6 % kysličníku křemičitého, ! 4,1 % kysličníku hořečnatého, 5,0% kysličníku hlinitého, 1,6 % kysličníku vápenatého, 2,5 % ί kysličníku chromitého a ztráty žíháním činí í 12 %·An oxygen-containing nickel ore is used which contains the following constituents: 1.1% nickel, 0.08% cobalt, i 30.5% iron, 25.6% silica; 4.1% of magnesium oxide, 5.0% of alumina, 1.6% of calcium oxide, 2.5% of chromium oxide and annealing losses of 12 12% ·
Směs výchozí rudy o zrnitosti 2,5 mm s 5 % chloridu vápenatého a s 2 % koksu s obsahem si ry se vsadí do ocelového reaktoru a zahřívá se na teplotu 950 °C po dobu 1,5 h.A mixture of 2.5 mm starting ore with 5% calcium chloride and 2% sulfur coke is charged to a steel reactor and heated at 950 ° C for 1.5 h.
Podmínky pokusu při úpravě ochlazeného výpražku jsou tyto: ,The conditions of the experiment in the treatment of the cooled fry are as follows:
Zkušební vzorek výpražku o hmotností 400 g se rozmělní za mokra pri poměru pevné látky: kapalině: brusivu rovném 1 : 0,5 .: 6 na hrubost waa 85 % třídy - 0,074 mm. Rozmělněný materiál se · přivede do styku se síranem měďnatým pri pH 6, poměru pevné látky: kapalině rovném 1:2a teplotě rmutu přibližně 70 °C v době 30 min. Spotřeba síranu měďnatého činí 1 kg/t. Potom se provede základní a kontrolní flotace niklu s jednou kontrolní flotaci pěnového produktu. Doba trvání těchto operací přiměřeně činí 5,10 a 7 min. Do flotace se přivádí 600 g/t butylxantogenátu a 60 g/'t pěnidla (sosnový olej). Pěnový produkt kontrolní flotace se podrobí magnetické separaci s intensitou magnetického pole přibližně rovnou 39790 A.m_1. Magnetický produkt se třícjí na třídu 0,044 mm. Výsledky pokusu jsou uvedeny v tab. 2.The 400 g test sample is wet ground with a solid: liquid: abrasive ratio of 1: 0.5: 6 to a waa roughness of 85% grade - 0.074 mm. The comminuted material is contacted with copper sulfate at pH 6, a solid: liquid ratio of 1: 2 and a mash temperature of about 70 ° C for 30 minutes. The consumption of copper sulfate is 1 kg / t. Base and control nickel flotation is then performed with one control flotation of the foam product. The duration of these operations is appropriately 5.10 and 7 min. 600 g / t of butylxanthate and 60 g / t of foaming agent (pine oil) are flotated. Foam control flotation product was subjected to magnetic separation of the magnetic field intensity approximately equal to 39,790 Am _1. The magnetic product is screened to a class of 0.044 mm. The results of the experiment are shown in Tab. 2.
Claims (5)
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| CS655977A CS209203B1 (en) | 1977-10-10 | 1977-10-10 | Method of treatment of oxygenic nickel ores |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| CS655977A CS209203B1 (en) | 1977-10-10 | 1977-10-10 | Method of treatment of oxygenic nickel ores |
Publications (1)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| CS209203B1 true CS209203B1 (en) | 1981-11-30 |
Family
ID=5412938
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| CS655977A CS209203B1 (en) | 1977-10-10 | 1977-10-10 | Method of treatment of oxygenic nickel ores |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| CS (1) | CS209203B1 (en) |
-
1977
- 1977-10-10 CS CS655977A patent/CS209203B1/en unknown
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| CN107893160B (en) | Thiosulfate and the technique for mentioning gold from difficult-treating gold mine is prepared in situ | |
| CN101550491B (en) | Method for extracting nickel or cobalt from nickel ore with chloridizing roasting-leaching method | |
| Dvořák et al. | Hydrometallurgical recovery of zinc from hot dip galvanizing ash | |
| CN110184471A (en) | A kind of method of steel ash synthetical recovery enrichment multiple elements gold and silver noble metal | |
| CN102181627B (en) | A kind of acid-mixed ripening method for treating primary low-grade high-phosphorus manganese ore | |
| CN101680054A (en) | Method for the valorisation of zinc- and sulphate-rich residue | |
| CN102424426A (en) | Method for preparing iron oxide red and sodium phosphate by using yellow phosphorus by-product phosphor-iron slag | |
| CN101440434A (en) | Technique for extracting copper from high-calcium high-magnesium cupric sulfide by wet method | |
| JPS6141726A (en) | Method for obtaining aqueous solution of useful metal form insoluble metal oxide | |
| EP0588235B1 (en) | Process for recovering lead from lead-containing raw materials | |
| Clennell | The cyanide handbook | |
| CA1086073A (en) | Electric smelting of lead sulphate residues | |
| US4256485A (en) | Enzyme oxidation of sulfides in minerals | |
| KR101169927B1 (en) | Method for withdraing tin by dry refining from tin sludge | |
| CS209203B1 (en) | Method of treatment of oxygenic nickel ores | |
| CN109136575B (en) | Technological method for processing multi-metal dust by wet method | |
| CN102994739B (en) | Chemical metallurgy comprehensive utilization method for high-iron low-tin copper ores | |
| CN117821750A (en) | Clean smelting process for tungsten-tin ore | |
| CA1180902A (en) | Process for recovering metals | |
| Aparajith et al. | Recovery of enriched lead–silver residue from silver-rich concentrate of hydrometallurgical zinc smelter | |
| RU2208059C1 (en) | Oxidized zinc ore reprocessing method | |
| US4475940A (en) | Method of converting waste dross to fertilizer | |
| US2348360A (en) | Method of recovering minerals | |
| CN108103322B (en) | On-site preparation of thiourea for gold extraction from refractory gold ores | |
| RU2181781C2 (en) | Method for complex processing of polymetallic raw materials |