EA006457B1 - Способ выщелачивания латеритовой никелевой руды при атмосферном давлении - Google Patents
Способ выщелачивания латеритовой никелевой руды при атмосферном давлении Download PDFInfo
- Publication number
- EA006457B1 EA006457B1 EA200401443A EA200401443A EA006457B1 EA 006457 B1 EA006457 B1 EA 006457B1 EA 200401443 A EA200401443 A EA 200401443A EA 200401443 A EA200401443 A EA 200401443A EA 006457 B1 EA006457 B1 EA 006457B1
- Authority
- EA
- Eurasian Patent Office
- Prior art keywords
- ore
- leaching
- iron
- magnesium
- saprolite
- Prior art date
Links
- PXHVJJICTQNCMI-UHFFFAOYSA-N Nickel Chemical compound [Ni] PXHVJJICTQNCMI-UHFFFAOYSA-N 0.000 title claims abstract description 70
- 238000000034 method Methods 0.000 title claims abstract description 59
- 229910052759 nickel Inorganic materials 0.000 title claims abstract description 35
- XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N Iron Chemical compound [Fe] XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 160
- 238000002386 leaching Methods 0.000 claims abstract description 159
- QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N Sulfuric acid Chemical compound OS(O)(=O)=O QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 85
- 229910052742 iron Inorganic materials 0.000 claims abstract description 80
- 239000011777 magnesium Substances 0.000 claims abstract description 55
- 229910052749 magnesium Inorganic materials 0.000 claims abstract description 53
- FYYHWMGAXLPEAU-UHFFFAOYSA-N Magnesium Chemical compound [Mg] FYYHWMGAXLPEAU-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 52
- 229910052598 goethite Inorganic materials 0.000 claims abstract description 50
- AEIXRCIKZIZYPM-UHFFFAOYSA-M hydroxy(oxo)iron Chemical compound [O][Fe]O AEIXRCIKZIZYPM-UHFFFAOYSA-M 0.000 claims abstract description 50
- 238000001556 precipitation Methods 0.000 claims abstract description 32
- 239000010941 cobalt Substances 0.000 claims abstract description 29
- 229910017052 cobalt Inorganic materials 0.000 claims abstract description 29
- GUTLYIVDDKVIGB-UHFFFAOYSA-N cobalt atom Chemical compound [Co] GUTLYIVDDKVIGB-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 29
- UQSXHKLRYXJYBZ-UHFFFAOYSA-N Iron oxide Chemical compound [Fe]=O UQSXHKLRYXJYBZ-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 12
- QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-L Sulfate Chemical compound [O-]S([O-])(=O)=O QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-L 0.000 claims abstract description 11
- 235000014413 iron hydroxide Nutrition 0.000 claims abstract description 9
- 230000001376 precipitating effect Effects 0.000 claims abstract description 7
- 239000002002 slurry Substances 0.000 claims abstract description 7
- CWYNVVGOOAEACU-UHFFFAOYSA-N Fe2+ Chemical compound [Fe+2] CWYNVVGOOAEACU-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 84
- 239000010802 sludge Substances 0.000 claims description 66
- 229910052935 jarosite Inorganic materials 0.000 claims description 26
- 229910001710 laterite Inorganic materials 0.000 claims description 18
- 239000011504 laterite Substances 0.000 claims description 18
- LSNNMFCWUKXFEE-UHFFFAOYSA-N Sulfurous acid Chemical compound OS(O)=O LSNNMFCWUKXFEE-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 17
- 235000019738 Limestone Nutrition 0.000 claims description 16
- 239000006028 limestone Substances 0.000 claims description 16
- 239000007787 solid Substances 0.000 claims description 15
- RAHZWNYVWXNFOC-UHFFFAOYSA-N Sulphur dioxide Chemical compound O=S=O RAHZWNYVWXNFOC-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 10
- 238000000605 extraction Methods 0.000 claims description 10
- 239000003638 chemical reducing agent Substances 0.000 claims description 9
- DGAQECJNVWCQMB-PUAWFVPOSA-M Ilexoside XXIX Chemical compound C[C@@H]1CC[C@@]2(CC[C@@]3(C(=CC[C@H]4[C@]3(CC[C@@H]5[C@@]4(CC[C@@H](C5(C)C)OS(=O)(=O)[O-])C)C)[C@@H]2[C@]1(C)O)C)C(=O)O[C@H]6[C@@H]([C@H]([C@@H]([C@H](O6)CO)O)O)O.[Na+] DGAQECJNVWCQMB-PUAWFVPOSA-M 0.000 claims description 8
- 229910000273 nontronite Inorganic materials 0.000 claims description 8
- 229910052708 sodium Inorganic materials 0.000 claims description 8
- 239000011734 sodium Substances 0.000 claims description 8
- 238000009835 boiling Methods 0.000 claims description 7
- UCKMPCXJQFINFW-UHFFFAOYSA-N Sulphide Chemical compound [S-2] UCKMPCXJQFINFW-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 5
- 230000008021 deposition Effects 0.000 claims description 5
- XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-M hydroxide Chemical compound [OH-] XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-M 0.000 claims description 5
- 150000002500 ions Chemical class 0.000 claims description 5
- 239000003153 chemical reaction reagent Substances 0.000 claims description 4
- 229910052595 hematite Inorganic materials 0.000 claims description 4
- 239000011019 hematite Substances 0.000 claims description 4
- LIKBJVNGSGBSGK-UHFFFAOYSA-N iron(3+);oxygen(2-) Chemical compound [O-2].[O-2].[O-2].[Fe+3].[Fe+3] LIKBJVNGSGBSGK-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 4
- 239000007788 liquid Substances 0.000 claims description 4
- 238000006386 neutralization reaction Methods 0.000 claims description 4
- 229910021647 smectite Inorganic materials 0.000 claims description 4
- QGZKDVFQNNGYKY-UHFFFAOYSA-O Ammonium Chemical compound [NH4+] QGZKDVFQNNGYKY-UHFFFAOYSA-O 0.000 claims description 3
- 229910052602 gypsum Inorganic materials 0.000 claims description 3
- 239000010440 gypsum Substances 0.000 claims description 3
- 238000000926 separation method Methods 0.000 claims description 3
- 239000000725 suspension Substances 0.000 claims description 3
- RWSOTUBLDIXVET-UHFFFAOYSA-N Dihydrogen sulfide Chemical compound S RWSOTUBLDIXVET-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 2
- 229910052783 alkali metal Inorganic materials 0.000 claims description 2
- 150000001340 alkali metals Chemical class 0.000 claims description 2
- WBZKQQHYRPRKNJ-UHFFFAOYSA-L disulfite Chemical compound [O-]S(=O)S([O-])(=O)=O WBZKQQHYRPRKNJ-UHFFFAOYSA-L 0.000 claims description 2
- 229910000037 hydrogen sulfide Inorganic materials 0.000 claims description 2
- 238000005342 ion exchange Methods 0.000 claims description 2
- XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N water Substances O XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 2
- ZLMJMSJWJFRBEC-UHFFFAOYSA-N Potassium Chemical compound [K] ZLMJMSJWJFRBEC-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims 1
- 230000003472 neutralizing effect Effects 0.000 claims 1
- 229910052760 oxygen Inorganic materials 0.000 claims 1
- 229910052700 potassium Inorganic materials 0.000 claims 1
- 239000011591 potassium Substances 0.000 claims 1
- 239000010453 quartz Substances 0.000 claims 1
- VYPSYNLAJGMNEJ-UHFFFAOYSA-N silicon dioxide Inorganic materials O=[Si]=O VYPSYNLAJGMNEJ-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims 1
- 229910021653 sulphate ion Inorganic materials 0.000 abstract description 8
- NCNCGGDMXMBVIA-UHFFFAOYSA-L iron(ii) hydroxide Chemical compound [OH-].[OH-].[Fe+2] NCNCGGDMXMBVIA-UHFFFAOYSA-L 0.000 abstract description 6
- 238000005065 mining Methods 0.000 abstract 2
- 235000011149 sulphuric acid Nutrition 0.000 abstract 2
- 239000001117 sulphuric acid Substances 0.000 abstract 2
- 238000011084 recovery Methods 0.000 abstract 1
- 239000000047 product Substances 0.000 description 43
- 239000002253 acid Substances 0.000 description 28
- 238000006243 chemical reaction Methods 0.000 description 24
- 229910052739 hydrogen Inorganic materials 0.000 description 11
- 239000000203 mixture Substances 0.000 description 11
- 239000002994 raw material Substances 0.000 description 10
- -1 FeO (OH) Chemical compound 0.000 description 6
- VTLYFUHAOXGGBS-UHFFFAOYSA-N Fe3+ Chemical compound [Fe+3] VTLYFUHAOXGGBS-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 5
- 230000005587 bubbling Effects 0.000 description 5
- 239000011541 reaction mixture Substances 0.000 description 5
- 239000003651 drinking water Substances 0.000 description 4
- 235000020188 drinking water Nutrition 0.000 description 4
- JEIPFZHSYJVQDO-UHFFFAOYSA-N iron(III) oxide Inorganic materials O=[Fe]O[Fe]=O JEIPFZHSYJVQDO-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 4
- FAPWRFPIFSIZLT-UHFFFAOYSA-M Sodium chloride Chemical compound [Na+].[Cl-] FAPWRFPIFSIZLT-UHFFFAOYSA-M 0.000 description 3
- 230000000052 comparative effect Effects 0.000 description 3
- JESHZQPNPCJVNG-UHFFFAOYSA-L magnesium;sulfite Chemical compound [Mg+2].[O-]S([O-])=O JESHZQPNPCJVNG-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 3
- 239000011572 manganese Substances 0.000 description 3
- 239000000463 material Substances 0.000 description 3
- 239000002244 precipitate Substances 0.000 description 3
- PWHULOQIROXLJO-UHFFFAOYSA-N Manganese Chemical compound [Mn] PWHULOQIROXLJO-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 229910052782 aluminium Inorganic materials 0.000 description 2
- XAGFODPZIPBFFR-UHFFFAOYSA-N aluminium Chemical compound [Al] XAGFODPZIPBFFR-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- TXWRERCHRDBNLG-UHFFFAOYSA-N cubane Chemical compound C12C3C4C1C1C4C3C12 TXWRERCHRDBNLG-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 230000007423 decrease Effects 0.000 description 2
- 230000007613 environmental effect Effects 0.000 description 2
- 229910052500 inorganic mineral Inorganic materials 0.000 description 2
- 229910052748 manganese Inorganic materials 0.000 description 2
- 238000004519 manufacturing process Methods 0.000 description 2
- 239000011159 matrix material Substances 0.000 description 2
- 229910052751 metal Inorganic materials 0.000 description 2
- 239000002184 metal Substances 0.000 description 2
- 150000002739 metals Chemical class 0.000 description 2
- 239000011707 mineral Substances 0.000 description 2
- 235000010755 mineral Nutrition 0.000 description 2
- 238000002156 mixing Methods 0.000 description 2
- 230000035484 reaction time Effects 0.000 description 2
- 239000011780 sodium chloride Substances 0.000 description 2
- 235000002639 sodium chloride Nutrition 0.000 description 2
- QXNVGIXVLWOKEQ-UHFFFAOYSA-N Disodium Chemical compound [Na][Na] QXNVGIXVLWOKEQ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- UFHFLCQGNIYNRP-UHFFFAOYSA-N Hydrogen Chemical compound [H][H] UFHFLCQGNIYNRP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 241000764238 Isis Species 0.000 description 1
- 108091006629 SLC13A2 Proteins 0.000 description 1
- 238000002441 X-ray diffraction Methods 0.000 description 1
- 239000003513 alkali Substances 0.000 description 1
- WYTGDNHDOZPMIW-RCBQFDQVSA-N alstonine Natural products C1=CC2=C3C=CC=CC3=NC2=C2N1C[C@H]1[C@H](C)OC=C(C(=O)OC)[C@H]1C2 WYTGDNHDOZPMIW-RCBQFDQVSA-N 0.000 description 1
- 230000015572 biosynthetic process Effects 0.000 description 1
- 239000003795 chemical substances by application Substances 0.000 description 1
- 150000001875 compounds Chemical class 0.000 description 1
- 229910052802 copper Inorganic materials 0.000 description 1
- SOCTUWSJJQCPFX-UHFFFAOYSA-N dichromate(2-) Chemical compound [O-][Cr](=O)(=O)O[Cr]([O-])(=O)=O SOCTUWSJJQCPFX-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- ZOMNIUBKTOKEHS-UHFFFAOYSA-L dimercury dichloride Chemical class Cl[Hg][Hg]Cl ZOMNIUBKTOKEHS-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 1
- 238000004090 dissolution Methods 0.000 description 1
- 230000000694 effects Effects 0.000 description 1
- 239000003344 environmental pollutant Substances 0.000 description 1
- 229910001447 ferric ion Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000007789 gas Substances 0.000 description 1
- 239000003673 groundwater Substances 0.000 description 1
- 229910001385 heavy metal Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000001257 hydrogen Substances 0.000 description 1
- 230000007062 hydrolysis Effects 0.000 description 1
- 238000006460 hydrolysis reaction Methods 0.000 description 1
- 229910052738 indium Inorganic materials 0.000 description 1
- UGKDIUIOSMUOAW-UHFFFAOYSA-N iron nickel Chemical compound [Fe].[Ni] UGKDIUIOSMUOAW-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 239000007800 oxidant agent Substances 0.000 description 1
- 230000001590 oxidative effect Effects 0.000 description 1
- 230000035515 penetration Effects 0.000 description 1
- 231100000719 pollutant Toxicity 0.000 description 1
- 238000000518 rheometry Methods 0.000 description 1
- 229920006395 saturated elastomer Polymers 0.000 description 1
- 239000013535 sea water Substances 0.000 description 1
- HRZFUMHJMZEROT-UHFFFAOYSA-L sodium disulfite Chemical compound [Na+].[Na+].[O-]S(=O)S([O-])(=O)=O HRZFUMHJMZEROT-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 1
- 229940001584 sodium metabisulfite Drugs 0.000 description 1
- 235000010262 sodium metabisulphite Nutrition 0.000 description 1
- 230000006641 stabilisation Effects 0.000 description 1
- 238000011105 stabilization Methods 0.000 description 1
- LSNNMFCWUKXFEE-UHFFFAOYSA-L sulfite Chemical compound [O-]S([O-])=O LSNNMFCWUKXFEE-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 1
- 239000002352 surface water Substances 0.000 description 1
- 230000004580 weight loss Effects 0.000 description 1
Classifications
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B23/00—Obtaining nickel or cobalt
- C22B23/04—Obtaining nickel or cobalt by wet processes
- C22B23/0407—Leaching processes
- C22B23/0415—Leaching processes with acids or salt solutions except ammonium salts solutions
- C22B23/043—Sulfurated acids or salts thereof
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B23/00—Obtaining nickel or cobalt
- C22B23/04—Obtaining nickel or cobalt by wet processes
- C22B23/0453—Treatment or purification of solutions, e.g. obtained by leaching
- C22B23/0461—Treatment or purification of solutions, e.g. obtained by leaching by chemical methods
Landscapes
- Chemical & Material Sciences (AREA)
- Engineering & Computer Science (AREA)
- Manufacturing & Machinery (AREA)
- Materials Engineering (AREA)
- Mechanical Engineering (AREA)
- Metallurgy (AREA)
- Organic Chemistry (AREA)
- Chemical Kinetics & Catalysis (AREA)
- General Chemical & Material Sciences (AREA)
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Abstract
Способ атмосферного выщелачивания для выделения никеля и кобальта из латеритовых руд, включающий следующие стадии: a) разделение латеритовой руды на фракцию руды с низким содержанием магния и фракцию руды с высоким содержанием магния путем избирательной добычи или сортировки после добычи; b) раздельное суспендирование разделенных фракций руды; c) выщелачивание фракции руды с низким содержанием магния с использованием концентрированной серной кислотой на первой стадии выщелачивания; и d) подачу шлама руды с высоким содержанием магния после, по существу, окончания первой стадии выщелачивания и осаждение железа в форме гетита или в другой форме оксида или гидроксида железа с низким содержанием сульфата, где серную кислоту, высвободившуюся в ходе осаждения железа, используют для выщелачивания фракции руды с высоким содержанием магния на второй стадии выщелачивания.
Description
Настоящее изобретение относится к способу кислотного выщелачивания при атмосферном давлении латеритовых руд для извлечения никелевых и кобальтовых продуктов.
Более конкретно, настоящее изобретение относится к последовательному и совместному кислотному выщелачиванию фракций латеритовой руды для получения никеля и кобальта и удаления материала железосодержащего осадка, по существу, свободного от ярозитного твердого вещества, обогащенного железом, например НаРез(8О4)2(ОН)6. В предпочтительной форме способ получения никеля и кобальта включает последовательное проведение реакций сначала выщелачивания фракций руды с низким содержанием магния, таких как лимонит, с использованием серной кислоты при атмосферном давлении и температуре, вплоть до температуры кипения, затем выщелачивания фракций руды с высоким содержанием магния, таких как сапролит. Твердые вещества, получаемые после выщелачивания, содержат железо, выпадающее в осадок в ходе выщелачивания, предпочтительно в форме гетита, например РеООН, или в других формах оксида железа или гидроксида железа с относительно низким содержанием сульфатов и, по существу, не содержат форму ярозита.
Способ также можно использовать для обработки руд с высоким содержанием смектитов или нонтронитовых руд, в которых содержание железа и магния обычно находится между типичными значениями для лимонитовых и сапролитовых руд. Эти руды обычно легко выщелачиваются при атмосферном давлении.
Предпосылки изобретения
Латеритовые руды представляют собой окисленные руды, и их использование требует, по существу, проведения полной обработки руды, поскольку, в общем, отсутствует эффективный способ обогащения руды для повышения концентрации ценных металлов, таких как никель и кобальт.
Как показано в табл. 1, отношение железо/никель представляет собой переменную величину, которая имеет высокое значение в фракции лимонита и низкой значение в фракции сапролита, поэтому отделение переведенного в растворимую форму никеля и кобальта от растворенного железа, является ключевым вопросом в любом способе извлечения.
Таблица 1. Содержание железа, никеля и кобальта в различных образцах латеритовых руд
| Тип руды | Ее % масс. | Мд % масс. | Νί % масс. | Со % масс. | Отношение Ре/Νί |
| Индонезийский лимонит | 40,8 | 1,30 | 1,53 | 0,10 | 27 |
| Индонезийский сапролит | 8,5 | 14,60 | 3,37 | 0,03 | 3 |
| Индонезийский сапролит с высоким содержанием Ее | 18,5 | 11,10 | 2,18 | 0,14 | 9 |
| Лимонит из Новой Каледонии | 47,1 | 0,40 | 1,33 | 0,16 | 35 |
| Сапролит из Новой Каледонии | 7,7 | 23,3 | 1,00 | 0,02 | 8 |
| Руда из Западной Австралии с низким содержанием Мд | 25,4 | 4,90 | 2,50 | 0,07 | 10 |
| Руда из Западной Австралии с высоким содержанием Мд | 10, 0 | 16,6 | 1,38 | 0,02 | 7 |
| Кубинская нонтронитовая руда с низким содержанием Мд | 21,6 | 2,60 | 1,80 | 0,05 | 12 |
| Кубинская нонтронитовая руда с высоким содержанием Мд | 18,8 | 8,30 | 1,17 | 0,04 | 16 |
Для кислотного выщелачивании латеритовой руды был разработан способ кислотного выщелачивания под высоким давлением (КВВД), который предназначен для растворения никеля и кобальта и перевода большей части железа в растворимой форме в нерастворимый гематит. Этот способ реализуют в автоклавах, работающих при высоких температурах (250-300°С) и соответствующих давлениях. Способы КВВД позволяют извлечь высокий процент никеля и кобальта, но требуют использования дорогостоящего и сложного оборудования, которое может работать в условиях высокого давления и температуры.
Для исключения необходимости использования дорогостоящего оборудования были описаны способы, которые являются альтернативами способу КВВД. Эти способы обычно реализуют при температурах до 110°С при атмосферном давлении. Один из таких способов раскрыт в патенте США 6261527, в котором описано последовательное выщелачивание фракций лимонита и сапролита латеритовой руды с использованием серной кислоты при атмосферном давлении и температурах ниже температуры кипения, при котором большую часть растворенного железа удаляют в виде нерастворимых твердых ярозитных осадков.
При использовании такого способа удаления железа возникают проблемы, связанные с защитой окружающей среды, поскольку ярозитные соединения являются термодинамически нестабильными. Ярозит может медленно разлагаться до гидроксида железа с выделением серной кислоты. Выделяемая кислота может повторно растворять следы осевших тяжелых металлов, таких как Мп, N1, Со, Си и Ζη, присутствующих в хвостовых отвалах остатка выщелачивания, таким образом облегчая проникновение этих металлов в грунт или поверхностные воды вокруг хвостового отвала.
- 1 006457
Другой недостаток этого способа состоит в том, что ярозит содержит сульфат, и это существенно повышает требования к кислоте, используемой для выщелачивания. Серная кислота обычно представляет собой наиболее дорогостоящий компонент при обработке кислотным выщелачиванием, так что существует также экономический недостаток способа с использованием ярозита.
В патенте США 6379637, выданном А'айсг Сиг1оок, описан способ атмосферного кислотного выщелачивания, который предназначен для выщелачивания никеля и кобальта из серпентинизированных в высокой степени сапролитовых фракций никелевых латеритовых руд. Этот способ включает выщелачивание в высокой степени серпентинизированной сапролитовой руды путем прямого добавления раствора серной кислоты к руде при атмосферном давлении. Потребление кислоты в этом способе предполагается на уровне 800-1000 кг на тонну сухой руды.
Патент Великобритании ОБ 2086872, выданный Та1сопЬпбде №ске1 Мтпез Б1б., относится к способу атмосферного выщелачивания латеритовых никелевых руд, с помощью которого никель и кобальт переводят в растворимую форму из железоникелевых серпентиновых руд с высоким содержанием магния путем выщелачивания руды водным раствором серной кислоты. Также к раствору в больших количествах добавляют восстанавливающий агент для поддержания окислительно-восстановительного потенциала раствора от приблизительно 200 до 400 мВ, который измеряют по отношению к насыщенному каломельному электроду.
В таких способах используют непосредственное добавление кислоты в процессе выщелачивания, где кислоту используют для выщелачивания всего содержимого обрабатываемой руды. Поскольку серная кислота является дорогостоящим компонентом процесса кислотного выщелачивания, существуют экономические недостатки таких способов, а также недостатки с точки зрения защиты окружающей среды.
Настоящее изобретение направлено на преодоление или снижение одной или нескольких проблем, связанных со способами известного уровня техники.
Обсуждение документов, актов, материалов, устройств, статей и т.п. включено в настоящее описание только с целью цитирования их содержания в настоящем изобретении. При этом не предполагается и не предусматривается, что любой или все из этих предметов формируют часть известного уровня техники или составляют общее знание в области, относящейся к настоящему изобретению, в том виде, как они существовали в Австралии до даты приоритета каждого пункта формулы изобретения настоящей заявки.
Описание изобретения
Настоящее изобретение относится к способу атмосферного кислотного выщелачивания латеритовых руд для получения никелевых и кобальтовых продуктов. В частности, настоящее изобретение основано на последовательном и совместном кислотном выщелачивании отдельных фракций латеритовой руды для извлечения никеля и кобальта при атмосферном давлении и при температурах до точки кипения кислоты.
В одном варианте выполнения настоящее изобретение основано на способе атмосферного выщелачивания при выделении никеля и кобальта из латеритовых руд, причем указанная обработка включает следующие стадии:
a) разделение латеритовой руды на фракцию руды с низким содержанием магния и фракцию руды с высоким содержанием магния путем избирательной добычи или сортировки после добычи;
b) раздельное суспендирование разделенных фракций руды;
c) выщелачивание фракции руды с низким содержанием магния с использованием концентрированной серной кислоты на первой стадии выщелачивания; и
б) подачу шлама руды с высоким содержанием магния после, по существу, окончания первой стадии выщелачивания и осаждение железа в виде гетита или в другой форме оксида или гидроксида железа с низким содержанием сульфата, где серную кислоту, высвободившуюся в ходе осаждения железа, используют для выщелачивания фракции руды с высоким содержанием магния, на второй стадии выщелачивания.
Настоящее изобретение направлено на выщелачивание при атмосферном давлении, в ходе которого большую часть железа удаляют в виде твердого гетита, или в другой форме оксида или гидроксида железа с относительно низким содержанием сульфатов, которые содержат небольшое количество сульфатов или не содержат сульфатов и которые позволяют исключить недостаток, состоящий в осаждении железа в форме ярозита. Общая реакция выражается в виде реакции (1) (Ре,N1)О.ОН+ (Мд, Νί, ) 23ί2Ο5 (ОН) 4+Н2ЗО4 -» РеО. ОН+Ы1304+Мд304+3102+Н20 гетит, сапролит гетит содержащий ..
никель
Указанная общая реакция представляет собой комбинацию первой стадии выщелачивания лимонита и второй стадии выщелачивания сапролита.
- 2 006457
При удалении из реакционной смеси железа в форме ярозита, на моль осажденного железа получают один моль кислоты. Однако когда железо осаждают в виде гетита, на моль осажденного железа получают 1,5 моля кислоты. Это показано в реакциях (2) и (3), приведенных ниже.
Удаление железа в форме ярозита из реакционной смеси происходит в соответствии со следующей реакцией:
0,5Ыа25О4 + 1,5Ре2(ЗО4)з + 6Н2О -* ЫаЕе3 (ЗО4) 2 (ОН) 6+ЗН2ЗО4 . (2) ярозит
Удаление из реакционной смеси железа в форме гетита происходит в соответствии со следующей реакцией:
0,5Ре2(5О4)з + 2Н2О РеО(ОН) + 1,5Н25О4, (3) гетит
Из этих реакций следует, что удаление железа из реакционной смеси в форме ярозита приводит к потере 0,5 моля Н28О4 на моль железа по сравнению с удалением железа в форме, например гетита.
На критической стадии выщелачивания сапролита, когда происходит такая потеря, остается меньше кислоты для высвобождения никеля и кобальта из обрабатываемой фракции сапролита. Поэтому настоящее изобретение направлено на улучшение известного уровня техники, в отношении природы и качества удаляемых твердых веществ, и на более эффективное использование серной кислоты для выщелачивания, что обеспечивает экономические преимущества и защиту окружающей среды.
В ходе второй стадии выщелачивания железо, наиболее предпочтительно, осаждают в форме гетита, то есть РеО(ОН), что приводит к более высокому уровню кислоты доступной для вторичного этапа выщелачивания, чем если бы железо осаждали, например, в форме ярозита. Конкретная особенность способа, в соответствии с настоящим изобретением, состоит в том, что, поскольку серная кислота высвобождается в ходе осаждения железа, в ходе вторичного этапа выщелачивания обычно не требуется добавлять дополнительную серную кислоту.
Фракция руды с низким содержанием магния включает фракцию лимонита латеритовой руды (Мд приблизительно меньше 6 мас.%). Эта фракция также может включать смектитовые или нонтронитовые руды с низким-средним уровнем магния, которые обычно содержат магний на уровне приблизительно от 4 до 8 мас.% Фракция руды с высоким содержанием магния включает фракцию сапролита латеритовой руды (Мд больше приблизительно 8 мас.%). Эта фракция также может включать смектитовые или нонтронитовые руды. Суспендирование фракции руды с низким содержанием магния и с высоким содержанием магния обычно выполняют в воде, свободной от натрия, щелочных металлов и аммония при концентрации твердых веществ от приблизительно 20 мас.% и выше, которая ограничивается реологией суспензии.
Первую стадию выщелачивания выполняют с использованием руды с низким содержанием Мд, например шлама лимонитовой руды с низким содержанием магния или шлама смектитовой или нонтронитовой руды с низким-средним содержанием Мд, и концентрированной серной кислоты при температуре до 105°С или при температуре кипения реагентов выщелачивания при атмосферном давлении. Наиболее предпочтительно, температуру реакции поддерживают на как можно более высоком уровне для обеспечения быстрого выщелачивания при атмосферном давлении. Минерал в лимонитовой руде, содержащий никель, представляет собой гетит, и никель распределен в гетитовой матрице. Кислотность первой стадии выщелачивания, поэтому должна быть достаточной для разрушения гетитовой матрицы и высвобождения никеля. Доза серной кислоты, предпочтительно, составляет 100-140% стехиометрического количества, для растворения приблизительно более 90% никеля, кобальта, железа, марганца и более 80% алюминия и магния, содержащихся в руде.
Идеальное соотношение руды с высоким содержанием магния, например сапролита, и руды с низким содержанием магния, например лимонита, в сухом состоянии, находится в диапазоне от приблизительно 0,5 до 1,3. Соотношение сапролит/лимонит в значительной степени зависит от состава руды. Теоретически, количество сапролита, добавляемого на второй стадии выщелачивания, должно приблизительно равняться сумме свободной кислоты, оставшейся после первой стадии выщелачивания, и кислоты, высвобождаемой при осаждении железа в форме гетита. Обычно после первой стадии выщелачивания остается приблизительно 20-30 г/л остаточной свободной кислоты, в то время как 210-260 г/л серной кислоты (эквивалент 80-100 г/л Ре3+) высвобождается во время осаждения гетита.
Для высвобождения содержащегося кобальта из асболана или других аналогичных минералов Μη(ΙΙΙ или IV) в шлам руды с низким содержанием магния подают струей восстановитель, например, газообразный диоксид серы или метабисульфит или сульфит, не содержащий натрия, для поддержания окислительно-восстановительного потенциала на уровне предпочтительно меньше 1000 мВ (стандартный водородный электрод, СВЭ), предпочтительно от 800 до 1000 мВ (СВЭ) и наиболее предпочтительно приблизительно 835 мВ (СВЭ) для первой стадии выщелачивания. При уровне приблизительно 835 мВ (СВЭ) кобальт практически полностью высвобождается из асболана, в то время как ион трехвалентного железа (Ре3+) не восстанавливается до двухвалентного иона железа (Ре2+).
В течение второй стадии выщелачивания окислительно-восстановительный потенциал, предпочтительно, поддерживают на уровне от 700 до 900 мВ (СВЭ), наиболее предпочтительно от приблизительно
- 3 006457
720 до 800 мВ (СВЭ). Предпочтительное значение окислительно-восстановительного потенциала в ходе второй стадии выщелачивания несколько меньше, чем его значение на первой стадии выщелачивания, поскольку сапролит содержит двухвалентный ион железа, и высвобождение двухвалентных ионов железа снижает окислительно-восстановительный потенциал на второй стадии выщелачивания. Поэтому обычно не требуется восстановитель для поддержания окислительно-восстановительного потенциала на этой стадии способа. Потребность в восстановителе в ходе второй стадии выщелачивания в значительной степени зависит от содержания сапролитовой руды, и некоторое количество восстановителя может потребоваться, если, например, в асболане высокое содержание кобальта или некоторое количество окислителя, такого как бихромат, присутствует во время выщелачивания сапролита.
Завершение восстановления и выщелачивание, следующее после вторичного этапа выщелачивания, характеризуется образованием от 0,5 до 1,0 г/л двухвалентного иона железа (Ре2+) и установившейся концентрацией кислоты при таких условиях реакции. Потери массы руды с низким содержанием магния обычно превышают 80%, и выделение никеля и кобальта превышает 90%.
Вторая стадия вышелачивания включает одновременное выщелачивание руды с высоким содержанием Мд, такой как сапролит, и осаждение железа, предпочтительно, в форме гетита или в других формах оксида или гидроксида железа с относительно низким содержанием сульфатов.
Руду с высоким содержанием Мд, например шлам сапролита, (которую, если необходимо, можно предварительно нагревать) и которая также может включать или может состоять из нонтронитовой или смектитовой руды со средним-высоким содержанием магния, добавляют в реакционную смесь после завершения первой стадии выщелачивания. Реакция проходит при температуре, предпочтительно до 105°С или при температуре кипения реагентов выщелачивания при атмосферном давлении. Наиболее предпочтительно поддерживать как можно более высокое значение температуры реакции для обеспечения быстрого выщелачивания и кинетики осаждения железа. Вторую стадию выщелачивания обычно выполняют в реакторе, отдельном от реактора, в котором производят первое выщелачивание.
Дозу руды с высоким содержанием магния определяют по свободной кислоте, остающейся после первой стадии выщелачивания, кислоте, высвобождающейся во время осаждения железа в форме гетита, и стехиометрическому потреблению кислоты на единицу руды с высоким содержанием Мд при заданном уровне извлечения никеля, кобальта, железа, магния, алюминия и марганца из руды.
Немедленно после подачи руды с высоким содержанием магния в реактор, предпочтительно, добавляют затравочные зерна, которые преимущественно содержат гетит, гематит или гипс, и производят выщелачивание руды с высоким содержанием магния и осаждение железа в форме гетита, или в другой форме оксида или гидроксида железа с относительно низким содержанием сульфата, которые происходят одновременно.
Одновременное выщелачивание сапролита и осаждение гетита или других форм оксида или гидроксида железа с относительно низким содержанием сульфата, является неожиданным, поскольку ярозит формируется в диапазоне кислотности приблизительно 5-30 г/л свободной серной кислоты, гетит образуется только в диапазоне кислотности от приблизительно 0 до 10 г/л свободной серной кислоты. Это происходит из-за того, что рН гидролиза гетита выше, чем ярозита (соответствует рН 3,0 для гетита по сравнению с приблизительно рН 1,5 для натроярозита при комнатной температуре и удельной активности всех видов ионов, кроме протонов). Можно было бы ожидать, что при таком низком уровне кислотности будет происходить незначительное выщелачивание сапролита, но настоящее изобретение показывает, что это не так.
Доза затравочных зерен обычно составляет 0-20 мас.% от суммы веса руды с низким содержанием Мд и руды с высоким содержанием Мд. Добавление зерен должно инициировать осаждение железа или позволяет управлять скоростью его осаждения. После добавления руды с высоким содержанием магния кислотность шлама выщелачивания вначале падает до уровня приблизительно 0 г/л Н2§04, затем восстанавливается до уровня 1-10 г/л Н2§04. Концентрация железа в течение 3 ч резко снижается от 80-90 г/л до менее 40 г/л, затем медленно понижается до равновесного уровня 5-40 г/л. Параллельно повышается степень растворения никеля и кобальта. Это указывает, что кислота, высвобождаемая при осаждении железа, используется как выщелачивающий реагент для выщелачивания руды с высоким содержанием Мд, например сапролита. Общее время реакции обычно составляет 10-12 ч.
Настоящее изобретение также направлено на извлечение никеля и кобальта после стадии выщелачивания. Выщелачивающий раствор, который после второй стадии выщелачивания все еще может содержать часть рудного железа, в форме трехвалентного железа, может быть подготовлен для извлечения никеля с помощью множества средств, которые включают следующие. Во-первых, можно провести нейтрализацию с использованием известнякового шлама для, по существу, полного осаждения железа в форме гетита, как показано в приведенных ниже примерах. Конечная точка нейтрализации составляет рН
1,5-3,0, при проведении измерений при температуре окружающей среды. Получаемый в результате насыщенный выщелачивающий раствор обычно содержит 2-5 г/л Н2§04 и 0-6 г/л общего содержания железа, включая 0,5-1 г/л ионов двухвалентного железа. Упрощенная схема последовательности выполнения операций такого способа показана на фиг. 1.
- 4 006457
Во-вторых, избыточное трехвалентное железо, остающееся в растворе в конце второй стадии выщелачивания, может быть переведено в осадок в форме ярозита путем добавления в шлам выщелачивания иона, формирующего ярозит, например, \а'. К+, ΝΗΛ и материала затравки для осаждения ярозита. В этом случае дополнительную кислоту, освободившуюся в ходе осаждения ярозита, можно использовать для выщелачивания дополнительной руды с высоким содержанием Мд. Схема последовательности выполнения операций такого способа показана на фиг. 2.
В-третьих, избыточное трехвалентное железо может быть восстановлено до состояния двухвалентного железа с помощью восстановителя, такого, как диоксид серы, как показано на примере следующей реакции:
Ее2(8О4)3 + 8О2 + 2Н2О = 2Ее8О4 + 2Н28О4 (4)
В результате реакции (4) также образуется дополнительная серная кислота, которую можно использовать для выщелачивания дополнительной руды с высоким содержанием магния. Схема последовательности выполнения операций такого способа показана на фиг. 3. Никель и кобальт могут быть выделены из получаемого в результате раствора с помощью, например, сульфидного осаждения, с использованием сероводорода или другого источника сульфида. Трехвалентное железо не будет влиять на этот процесс и не будет загрязнять сульфидный осадок. В качестве альтернативы, смешанное осаждение гидроксида, ионный обмен или экстракцию из жидкости в жидкость можно использовать для отделения никеля и кобальта от трехвалентного железа и других загрязнителей в растворе выщелачивания.
Для специалистов в данной области техники будет очевидно, что можно использовать другие варианты организации процесса для завершения отделения никеля и кобальта от железа в растворе.
Примеры
Сравнительный пример 1
Для сравнения в этом испытании имитировали условия, заявленные в патенте США 6261527, для выщелачивания никеля и кобальта из латеритовой руды и осаждения железа в форме ярозита. Массовое соотношение сапролита и лимонита в этом испытании составляло 0,90. Массовое соотношение серной кислоты к лимонитовой руде составляло 1,43. Поэтому массовое соотношение серной кислоты к руде (лимониту и сапролиту) составляло 0,75. В этом испытании 190 г лимонитовой руды и 171 г сапролитовой руды с высоким содержанием железа (Ее>10 мас.%) смешали с искусственной морской водой для формирования шлама, содержащего 20 и 25 мас.% твердых веществ, соответственно. Лимонитовый шлам перемешивали с 277 г 98 мас.% серной кислоты в реакторе при температуре от 95 до 105°С и атмосферном давлении в течение 140 мин. Продукты выщелачивания содержали 18 г/л Н28О4, 3,1 г/л N1, 88 г/л Ее,
1,8 г/л Мд и 0,22 г/л Со. Окислительно-восстановительный потенциал поддерживали в диапазоне 870-910 мВ (СВЭ) путем добавления метабисульфита натрия. После того, как кислотность стабилизировалась на уровне приблизительно 20 г/л Н28О4, сапролитовый шлам и 80 г затравочных зерен, содержащих ярозит, последовательно добавили в реактор. Общее время реакции составило 10 ч. Продукты выщелачивания содержали 20 г/л Н28О4, 4,3 г/л N1, 2,0 г/л Ее, 15,7 г/л Мд и 0,30 г/л Со. Наконец, 32 г известняка в виде 25 мас.% шлама добавляли в реактор при температуре от 95 до 105°С для нейтрализации кислотности от уровня 23 г/л до рН 1,8. Конечные продукты выщелачивания содержали 2 г/л Н28О4, 4,3 г/л N1, 0,2 г/л Ее, 15,9 г/л Мд и 0,30 г/л Со. Масса остатка выщелачивания составила 508 г. В табл. 2 представлен состав сырья и остатка, а также продуктов, выделяемых в ходе выщелачивания. Эти результаты были аналогичны результатам, представленным в примере 3 американского патента 6261527. Присутствие натро(натриевого)ярозита в остатке после выщелачивания проверили по содержанию натрия и рентгенограмме остатка (см. табл. 2 и фиг. 4).
Таблица 2. Результаты примера 1
| Νί | Ре | мд | СО | Ыа | |
| Лимонит, масс.% | 1,49 | 40,1 | 1,64 | 0,150 | <0,01 |
| Сапролит, масс.% | 1,89 | 13,8 | 14,65 | 0,140 | 0,16 |
| Зерна затравки, масс.% | 0,12 | 29,4 | 0,58 | <0,005 | 0,65 |
| Остаток, масс.% | 0,23 | 25,9 | 0,84 | 0,013 | 1,83 |
| Общий выход, % | 81,1 | 0 | 85,1 | 85,0 |
Пример 2.
Латеритовую руду с низким содержанием магния (Мд < 6 мас.%), например лимонитовый шлам, и латеритовую руду с высоким содержанием Мд (Мд > 8 мас.%), например сапролитовый шлам, приготовили отдельно с использованием питьевой воды. Содержание железа в используемой сапролитовой руде составило 18 мас.% Концентрация твердых веществ в лимонитовом и сапролитовом шламе составила 20 и 25 мас.%, соответственно. Массовые соотношения серной кислоты/лимонита, сапролита/лимонита и серной кислоты/руды (лимонита и сапролита) составили 1,36, 0,88 и 0,72, соответственно. В этом испытании 934 г 20 мас.% лимонитового шлама перемешивали с 267 г 98 мас.% Н28О4 в реакторе при температуре от 95 до 105°С и атмосферном давлении в течение 2,5 ч. Продукты выщелачивания содержали 23 г/л Н28О4, 3,0 г/л Νΐ, 84 г/л Ее, 1,9 г/л Мд и 0,24 г/л Со. Окислительно-восстановительный потенциал поддерживали на уровне 835-840 мВ (СВЭ) путем добавления сульфита, не содержащего натрий. После
- 5 006457 того, как кислотность стабилизировалась на уровне приблизительно 26 г/л Н28О4, в реактор последовательно добавляли 673 г 25 мас.% сапролитового шлама и 80 г гетита, содержащего затравочные зерна. Реакцию выщелачивания сапролита и осаждения железа выполняли при температуре от 95 до 105 °С и атмосферном давлении в течение 10 ч. Окислительно-восстановительный потенциал составил 720-800 мВ (СВЭ) без добавления сульфита, не содержащего натрий. Продукты выщелачивания содержали 8 г/л Н28О4, 3,6 г/л N1, 20,6 г/л Ре, 14,3 г/л Мд и 0,34 г/л Со. Наконец, 69 г известняка в виде 25 мас.% шлама добавляли в реактор при температуре от 95 до 105 °С и атмосферном давлении для нейтрализации кислотности до уровня рН 1,7. Полученные в результате продукты выщелачивания содержали 9 г/л Н28О4, 3,9 г/л N1, 4,7 г/л Ре, включая 3,0 г/л Ре+2, 15,0 г/л Мд и 0,33 г/л Со. Масса остатка выщелачивания составила 384 г. В табл. 3 представлен состав сырья и остатка, а также продуктов выщелачивания. Осаждение железа в форме гетита в остаток выщелачивания подтвердили по недетектируемому содержанию натрия и с помощью анализа рентгенограммы остатка и исследования его сканирующим электронным микроскопом (см. табл. 3 и фиг. 4).
Таблица 3. Результаты примера 2
| Νί | Ре | Мд | Со | Ыа | |
| Лимонит, масс.% | 1,55 | 40,8 | 1,47 | 0,12 | <0,01 |
| Сапролит, масс.% | 2,17 | 18,0 | 11,6 | 0,14 | <0,01 |
| Зерна затравки, масс.% | 0,41 | 27,9 | 1,17 | 0,068 | <0,01 |
| Остаток, масс.% | 0,35 | 28,7 | 0,96 | 0,007 | <0,01 |
| Общий выход, % | 80,8 | 6,5 | 82,0 | 94,9 |
Пример 3.
В этом испытании массовые отношения серной кислоты/лимонита, сапролита/лимонита и серной кислоты/руды (лимонита и сапролита) составили 1,37, 0,69 и 0,81, соответственно. 935 г 20 мас.% лимонитового шлама, описанного в примере 2, перемешивали с 267 г 98 мас.% Н28О4 в реакторе при температуре от 95 до 105 °С и атмосферном давлении в течение 3 ч. Продукт выщелачивания содержал 24 г/л Н28О4, 2,8 г/л N1, 77 г/л Ре, 1,9 г/л Мд и 0,21 г/л Со. Окислительно-восстановительный потенциал поддерживали в диапазоне 835-840 мВ (СВЭ) путем добавления сульфита, не содержащего натрий. После того, как кислотность стабилизировалась на уровне приблизительно 26 г/л Н28О4, 524 г 25 мас.% сапролитового шлама, описанного в примере 2, и 80 г затравочных зерен, содержащих гетит, последовательно добавляли в реактор. Реакцию выщелачивания сапролита и осаждения железа выполняли при температуре от 95 до 105 °С и атмосферном давлении в течение 10 ч. Окислительно-восстановительный потенциал составил 720-800 мВ (СВЭ) без добавления сульфита, не содержащего натрий. Продукты выщелачивания содержали 3 г/л Н28О4, 3,5 г/л N1, 27,4 г/л Ре, 12,2 г/л Мд и 0,30 г/л Со. Наконец, 95 г известняка в виде 25 мас.% шлама добавляли в реактор при температуре от 95 до 105°С и атмосферном давлении для нейтрализации кислотности до рН 1,7. Полученный в результате продукт выщелачивания содержал 3 г/л Н28О4, 3,6 г/л N1, 4,2 г/л Ре, включая 1,7 г/л Ре+2, 13,1 г/л Мд и 0,32 г/л Со. Масса остатка выщелачивания составила 402 г. В табл. 4 приведен состав сырья и остатка, а также продукта выщелачивания. Осаждение железа в остаток выщелачивания в форме гетита подтвердили по недетектируемому содержанию натрия, с помощью анализа рентгенограммы остатка и исследования его сканирующим электронным микроскопом (см. табл. 4 и фиг. 4).
Таблица 4. Результаты примера 3
| Νί | Ре | Мд | Со | Ыа | |
| Лимонит, масс.% | 1,53 | 40,3 | 1,46 | 0,110 | <0,01 |
| Сапролит, масс.% | 2,18 | 18,4 | 12,40 | 0,140 | <0,01 |
| Зерна затравки, масс.% | 0,41 | 26,7 | 1,27 | 0,074 | <0,01 |
| Остаток, масс.% | 0,27 | 23,8 | 0,96 | 0,006 | <0,01 |
| Общий выход, % | 82,2 | 5,5 | 80,8 | 94,7 |
Пример 4.
В этом испытании массовые соотношения серной кислоты/лимонита, сапролита/лимонита и серной кислоты/руды (лимонита и сапролита) составили 1,37, 0,58 и 0,87, соответственно. 935 г 20 мас.% лимонитового шлама, описанного в примере 2, перемешивали с 267 г 98 мас.% Н28О4 в реакторе при температуре от 95 до 105 °С и атмосферном давлении в течение 3 ч. Продукты выщелачивания содержали 24 г/л Н28О4, 3,3 г/л N1, 92 г/л Ре, 2,1 г/л Мд и 0,24 г/л Со. Окислительно-восстановительный потенциал поддерживали на уровне 840-850 мВ (СВЭ) путем добавления сульфита, не содержащего натрий. После стабилизации кислотности на уровне приблизительно 25 г/л Н28О4 в реактор последовательно добавляли 440 г 25 мас.% сапролитового шлама, описанного в примере 2, и 80 г затравочных зерен, содержащих гетит. Реакцию выщелачивания сапролита и осаждения железа выполняли при температуре от 95 до 105°С и атмосферном давлении в течение 11 ч. Окислительно-восстановительный потенциал составил 800-840 мВ (СВЭ), без добавления сульфита, не содержащего натрий. Продукты выщелачивания содержали 4 г/л Н28О4, 3,5 г/л N1, 35,1 г/л Ре, 11,4 г/л Мд и 0,31 г/л Со. Наконец, 93 г известняка в виде 25 мас.% шлама добавляли в реактор при температуре от 95 до 105°С и атмосферном давлении для нейтрализации кислотности до уровня рН 1,4. Полученный в результате продукт выщелачивания содержал 5 г/л
- 6 006457
Н28О4, 3,6 г/л N1, 5,8 г/л Ре, включая 0,8 г/л Ре+2, 12,1 г/л Мд и 0,32 г/л Со. Масса остатка выщелачивания составила 368 г. Осаждение железа в остаток выщелачивания в форме гетита подтвердили по недетектируемому содержанию натрия, с помощью анализа рентгенограммы остатка и исследования его сканирующим электронным микроскопом (см. табл. 5 и фиг. 4).
Таблица 5. Результаты примера 4
| Νί | Ее | Мд | Со | Ыа | |
| Лимонит, масс.% | 1,48 | 39,6 | 1,41 | 0,110 | <0,01 |
| Сапролит, масс.% | 2,20 | 18,5 | 11,30 | 0,140 | <0,01 |
| Зерна затравки, масс.% | 0,43 | 28,6 | 1,16 | 0,072 | <0,01 |
| Остаток, масс.% | 0,24 | 24,5 | 0, 85 | 0,007 | <0,01 |
| Общий выход, % | 84,2 | 7,5 | 80,5 | 93,9 |
Пример 5.
Шлам латеритовой руды с низким содержанием магния (Мд<6 мас.%), например лимонитовый шлам, и шлам латеритовой руды с высоким содержанием Мд (Мд>8 мас.%), например сапролитовый шлам, приготовили отдельно с использованием питьевой воды. Содержание железа в сапролите составило 9 мас.% Концентрация твердого вещества шлама лимонита и шлама сапролита составила 21 мас.% и 25 мас.%, соответственно. В этом испытании 817 г лимонитового шлама перемешивали с 233 г 98 мас.% Н28О4 в реакторе при температуре от 95 до 105°С и атмосферном давлении в течение 2,5 ч. Продукты выщелачивания содержали 21 г/л Н28О4, 3,0 г/л N1, 84 г/л Ре, 2,0 г/л Мд и 0,22 г/л Со. Окислительновосстановительный потенциал поддерживали в диапазоне 835-840 мВ (СВЭ) путем добавления сульфита, не содержащего натрий. После того, как кислотность стабилизировалась на уровне приблизительно 20 г/л Н28О4, в реактор последовательно добавляли 849 г сапролитового шлама и 40 г затравочных зерен, содержащих гетит. Массовое соотношение серной кислоты/лимонита, сапролита/лимонита и серной кислоты/(лимонит+сапролит) для этого испытания составило 1,32, 1,25 и 0,59. Реакцию выщелачивания сапролита и осаждения железа выполняли при температуре от 95 до 105°С и атмосферном давлении в течение 10 ч. Окислительно-восстановительный потенциал составил 720-800 мВ (СВЭ), без добавления сульфита, не содержащего натрий. Продукты выщелачивания содержали 7 г/л Н28О4, 5,5 г/л N1, 5,9 г/л Ре, 18,9 г/л Мд и 0,14 г/л Со. Наконец, 23 г известняка в виде 25 мас.% шлама добавляли в реактор при температуре от 95 до 105°С и атмосферном давлении для нейтрализации кислотности до рН 1,8. Конечный продукт выщелачивания содержал 2,5 г/л Н28О4, 5,5 г/л N1, 5,9 г/л Ре, включая 3,7 г/л Ре+2, 19,4 г/л Мд и 0,14 г/л Со. Масса остатка выщелачивания составила 319 грамм. В табл. 6 представлен состав сырья и остатка, а также продуктов выщелачивания.
Таблица 6. Результаты примера 5
| Νί | Ге | Мд | СО | Ыа | |
| Лимонит, масс.% | 1,59 | 41,4 | 1,45 | 0,12 | <0,01 |
| Сапролит, масс.% | 3,43 | 8,46 | 15,2 | 0,034 | <0,01 |
| Зерна затравки, масс.% | 0,37 | 23,8 | 1,30 | 0,006 | <0,01 |
| Остаток, масс.% | 0,56 | 26,1 | 1,94 | 0,008 | <0,01 |
| Общий выход, % | 82,7 | 16,4 | 82,8 | 91,0 |
Пример 6.
Шлам латеритовой руды с низким содержанием магния (Мд<6 мас.%), например лимонитовый шлам, и шлам латеритовой руды с высоким содержанием Мд (Мд>8 мас.%), например сапролитовый шлам, отдельно приготовили с использованием питьевой воды. Содержание железа в сапролите составило 9 мас.%. Концентрация твердых веществ в лимонитовом и сапролитовом шламе составила 21 и 25 мас.%, соответственно. В этом испытании 1050 г лимонитового шлама перемешивали с 300 г 98 мас.% Н28О4 в реакторе при температуре от 95 до 1 05°С и атмосферном давлении в течение 2,5 ч. Продукты выщелачивания содержали 23 г/л Н28О4, 3,0 г/л N1, 83 г/л Ре, 2,0 г/л Мд и 0,22 г/л Со. Окислительновосстановительный потенциал поддерживали в диапазоне 835-840 мВ (СВЭ) путем добавления сульфита, не содержащего натрий. После стабилизации кислотности на уровне около 23 г/л Н28О4 546 г сапролитового шлама и 40 г затравочных зерен, содержащих гетит, последовательно добавляли в реактор. Массовое соотношение серной кислоты/лимонита, сапролита/лимонита и серной кислоты/(лимонита+сапролита) для этого испытания составило 1,32, 0,61 и 0,82. Реакцию выщелачивания сапролита и осаждения железа выполняли при температуре от 95 до 1 05°С и атмосферном давлении в течение 10 ч. Окислительно-восстановительный потенциал поддерживали в диапазоне 720-800 мВ (СВЭ), без добавления сульфита, не содержащего натрий. Продукт выщелачивания содержал 7 г/л Н28О4, 5,3 г/л N1, 24,8 г/л Ре, 17,0 г/л Мд и 0,18 г/л Со. Наконец, 90 г известняка в виде 25 мас.% шлама добавляли в реактор при температуре от 95 до 1 05°С и атмосферном давлении для нейтрализации кислотности до рН 1,7. Конечные продукты выщелачивания содержали 2 г/л Н28О4, 5,8 г/л N1, 4,3 г/л Ре, включая 3,3 г/л Ре+2, 18,8 г/л Мд и 0,20 г/л Со. Масса остатка выщелачивания составила 413 грамм. В табл. 7 представлен состав сырья и остатка, а также продуктов выщелачивания.
- 7 006457
Таблица 7. Результаты примера 6
| Νί | Ре | Мд | Со | Ыа | |
| Лимонит, масс.% | 1,53 | 40,3 | 1,46 | 0,110 | <0,01 |
| Сапролит, масс.% | 3,43 | 8,7 | 15,2 | 0,032 | <0,01 |
| Зерна затравки, масс.% | 0,37 | 23,8 | 1,30 | 0,006 | <0,01 |
| Остаток, масс.% | 0,21 | 23,6 | <0,67 | 0,005 | <0,01 |
| Общий выход, % | 89,5 | 12,5 | 88,6 | >95 |
Пример 7.
Шлам латеритовой руды с низким содержанием магния (Мд<6 мас.%), например шлам лимонита и шлам латеритовой руды с высоким содержанием Мд (Мд>8 мас.%), например шлам сапролита, приготовили отдельно с использованием питьевой воды. Содержание железа в сапролите составило 11 мас.% Концентрация твердых веществ в шламе лимонита и сапролита составила 20 и 25 мас.%, соответственно. В этом испытании 1001 г лимонитового шлама перемешивали с 286 г 98 мас.% Н28О4 в реакторе при температуре от 95 до 105°С и атмосферном давлении в течение 2,5 ч. Продукты выщелачивания содержали 28 г/л Н28О4, 2,6 г/л N1, 74 г/л Ре, 1,9 г/л Мд и 0,20 г/л Со. Окислительно-восстановительный потенциал поддерживали в диапазоне 835-840 мВ (СВЭ) путем добавления сульфита, не содержащего натрий. После стабилизации кислотности на уровне приблизительно 28 г/л Н28О4 720 г сапролитового шлама и 40 г затравочных зерен, содержащих гетит, последовательно добавляли в реактор. Массовое соотношение серной кислоты/лимонита, сапролита/лимонита и серной кислоты/(лимонита+сапролита) для этого испытания составило 1,40, 0,90 и 0,74. Реакцию выщелачивания сапролита и осаждения железа выполняли при температуре от 95 до 105°С и атмосферном давлении в течение 10 ч. Окислительновосстановительный потенциал составил 720-800 мВ (СВЭ) без добавления сульфита, не содержащего натрий. Продукты выщелачивания содержали 11 г/л Н28О4, 4,3 г/л N1, 14,8 г/л Ре, 16,6 г/л Мд и 0,16 г/л Со. Наконец, 80 г известняка в виде 25 мас.% шлама добавляли в реактор при температуре от 95 до 105°С и атмосферном давлении для нейтрализации кислотности до рН 1,7. Конечный продукт выщелачивания содержал 1,7 г/л Н28О4, 4,3 г/л N1, 2,1 г/л Ре, 17,3 г/л Мд и 0,16 г/л Со. Масса остатка выщелачивания составила 381 грамм. В табл. 8 представлен состав сырья и остатка, а также продуктов выщелачивания.
Таблица 8. Результаты примера 7
| Νί | Ре | Мд | СО | Ыа | |
| Лимонит, масс.% | 1,57 | 42,3 | 1,40 | 0,120 | <0,01 |
| Сапролит, масс.% | 2,73 | 11,4 | 14,4 | 0,041 | <0,01 |
| Зерна затравки, масс.% | 0,37 | 23,8 | 1,30 | 0,006 | <0,01 |
| Остаток, масс.% | 0,30 | 25,5 | 1,21 | <0,005 | <0,01 |
| Общий выход, % | 86,1 | 15,5 | 84,3 | >95 |
Пример 8.
В этом испытании имитировали процесс, представленный на фиг. 2. Массовое соотношение серной кислоты/лимонита, сапролита/лимонита и серной кислоты/(лимонита+сапролита) для этого испытания составило 1,31, 1,19 и 0,60. 817 г 21 мас.% лимонитового шлама, описанного в примере 2, перемешивали с 233 г 98 мас.% Н28О4 в реакторе при температуре от 95 до 105°С и атмосферном давлении в течение 3 ч. Продукты выщелачивания содержали 20 г/л Н28О4, 3,2 г/л N1, 87 г/л Ре, 2,1 г/л Мд и 0,24 г/л Со. Окислительно-восстановительный потенциал поддерживали в диапазоне 835-840 мВ (СВЭ) путем добавления сульфита, не содержащего натрий. После того, как кислотность стабилизировалась на уровне приблизительно 20 г/л Н28О4, 828 г 25 мас.% сапролитового шлама, описанного в примере 2, и 80 г затравочных зерен, содержащих гетит, последовательно добавляли в реактор. Реакцию выщелачивания сапролита и осаждения железа выполняли при температуре от 95 до 105°С и атмосферном давлении в течение 3 ч. Продукты выщелачивания содержали 3,4 г/л Н28О4, 3,3 г/л N1, 18,3 г/л Ре, 12,8 г/л Мд и 0,32 г/л Со. Затем 12 г NаС1 в виде морской соли добавляли в шлам для осаждения остаточного железа в форме ярозита еще в течение 6 ч. Продукты выщелачивания содержали 11 г/л Н28О4, 3,7 г/л N1, 1,4 г/л Ре, 17,3 г/л Мд и 0,32 г/л Со. Окислительно-восстановительный потенциал выщелачивания сапролита поддерживали в диапазоне 720-800 мВ (СВЭ) без добавления сульфита, не содержащего натрий. Наконец, 15,5 г известняка в виде 25 мас.% шлама добавляли в реактор при температуре от 95 до 105°С и атмосферном давлении для нейтрализации кислотности до рН 1,6. Конечные продукты выщелачивания содержали 4 г/л Н28О4, 3,9 г/л N1, 0,6 г/л Ре, включая 0,5 г/л Ре+2, 17,8 г/л Мд и 0,32 г/л Со. Масса остатка выщелачивания составила 403 г. В табл. 9 представлен состав сырья и остатка, а также продуктов выщелачивания.
- 8 006457
Таблица 9. Результаты примера 8
| Νί | Ре | Мд | Со | Ыа | |
| Лимонит, масс.% | 1,53 | 40,3 | 1,46 | 0,110 | <0,01 |
| Сапролит, масс.% | 2,18 | 18,4 | 12,40 | 0,140 | <0,01 |
| Зерна затравки, масс.% | 0,27 | 22,9 | 1,11 | 0,074 | <0,01 |
| Остаток, масс.% | 0,4 | 28,1 | 1,12 | 0,005 | <0,01 |
| Общий выход, % | 78,4 | 10,7 | 83,1 | 95,9 |
Пример 9.
В этом испытании моделировали способ, представленный на фиг. 3. Массовое соотношение серной кислоты/лимонита, сапролита/лимонита и серной кислоты/(лимонита+сапролита) для этого испытания составило 1,32, 1,20 и 0,60. 817 г 21 мас.% лимонитового шлама, описанного в примере 2, смешивали с 233 г 98 мас.% Н28О4 в реакторе при температуре от 95 до 105°С и атмосферном давлении в течение 3 ч. Продукт выщелачивания содержал 20 г/л Н28О4, 3,1 г/л N1, 82 г/л Те, 2,1 г/л Мд и 0,23 г/л Со. Окислительно-восстановительный потенциал поддерживали в пределах диапазона 840-850 мВ (СВЭ) путем добавления сульфита, не содержащего натрий. После того, как кислотность стабилизировалась на уровне приблизительно 20 г/л Н28О4, 828 г 25 мас.% сапролитового шлама, описанного в примере 2, и 80 г затравочных зерен, содержащих гетит, последовательно добавляли в реактор. Реакцию выщелачивания сапролита и осаждения железа в форме гетита проводили при температуре от 95 до 105°С и атмосферном давлении в течение 3 ч. Продукты выщелачивания содержали 3,4 г/л Н28О4, 3,5 г/л N1, 19,8 г/л Те, 13,4 г/л Мд и 0,32 г/л Со. Окислительно-восстановительный потенциал поддерживали на уровне 780-840 мВ (СВЭ) без добавления сульфита, не содержащего натрий. Затем проводили барботаж через шлам газообразного 8О2 в течение 8 ч. Окислительно-восстановительный потенциал понижался до 590-620 мВ (СВЭ). Продукты выщелачивания содержали 14 г/л Н28О4, 4,2 г/л N1, 27,7 г/л Те, включая 25,2 г/л Те+2,
18,3 г/л Мд и 0,32 г/л Со. Наконец, 42 г известняка в виде 25 мас.% шлама добавляли в реактор при температуре от 95 до 105°С и атмосферном давлении для нейтрализации кислотности до рН 1,8.
Конечные продукты выщелачивания содержали 2 г/л Н28О4, 4,1 г/л N1, 25 г/л Те, включая 24,4 г/л Те+2, 18 г/л Мд и 0,31 г/л Со. Преобразование Те+3 в Те+2 было завершено на 100%. Масса остатка выщелачивания составила 332 г. В табл. 10 представлен состав сырья и остатка, а также продуктов выщелачивания.
Таблица 10. Результаты примера 9
| Νί | Ре | Мд | Со | Ыа | |
| Лимонит, масс.% | 1,57 | 41,2 | 1,45 | 0,120 | <0,01 |
| Сапролит, масс.% | 2,26 | 19,0 | 11,30 | 0,140 | <0,01 |
| Зерна затравки, масс.% | 0,28 | 26,1 | 1,04 | 0,007 | <0,01 |
| Остаток, масс.% | 0,45 | 26,4 | 1,46 | 0,009 | <0,01 |
| Общий выход, % | 80,4 | 33,4 | 81,9 | 94,2 |
Пример 10. Работа опытной установки
При работе опытной установки в течение 96 ч 2972 кг 20 мас.% лимонитового шлама и 825 кг 98 мас.% Н28О4 непрерывно прокачивали через каскад реакторов идеального смешения (КРИС) при температуре от 95 до 105°С и атмосферном давлении. Окислительно-восстановительный потенциал поддерживали в диапазоне 835-940 мВ (СВЭ) с помощью барботажа газообразного 8О2. Время пребывания при выщелачивании лимонита составило 4 ч. Продукты выщелачивания содержали 29 г/л Н28О4, 2,4 г/л N1, 70 г/л Те, 1,9 г/л Мд и 0,13 г/л Со. Шлам выщелачивания лимонита смешивали с сапролитовым шламом с концентрацией твердых веществ 25 мас.% в другом каскаде РИС при температуре от 95 до 105°С и атмосферном давлении для проведения одновременных реакций выщелачивания сапролита и осаждения железа в форме гетита. Время пребывания при выщелачивании сапролита и осаждении железа в форме гетита составило 10 ч. В этой секции не проводили барботаж газообразного 8О2. Общая масса 25 мас.% использованного сапролитового шлама составила 1978 кг. Поэтому массовые соотношения серной кислоты/лимонита, сапролита/лимонита и серной кислоты/(лимонита+сапролита) составили 1,36, 0,83 и 0,74, соответственно. Продукты выщелачивания содержали 5 г/л Н28О4, 3,6 г/л N1, 18,6 г/л Те, 14,1 г/л Мд и 0,15 г/л Со. Шлам выщелачивания постепенно нейтрализовали при температуре от 95 до 105°С и атмосферном давлении до рН 1,5-2,0 или до уровня кислотности 5-10 г/л Н28О4 с использованием 20 мас.% шлама известняка. Время пребывания составило 2-3 ч. Общий вес шлама известняка составил 884 кг. Конечные продукты выщелачивания содержали 5 г/л Н28О4, 3,0 г/л N1, 3,5 г/л Те, включая 0,2 г/л Те+2,
12,1 г/л Мд и 0,13 г/л Со. В табл. 11 представлен состав сырья и остатка, а также продуктов выщелачивания.
- 9 006457
Таблица 11. Результаты примера 10
| Νί | Ре | Мд | Со | Ыа | |
| Лимонит, масс.% | 1,54 | 41,5 | 1,38 | 0,114 | 0,06 |
| Сапролит, масс.% | 2,72 | 11,31 | 14,33 | 0,040 | 0,03 |
| Остаток, масс.% | 0,33 | 21,8 | 1,22 | <0,005 | 0,06 |
| Общий выход, % | 80,8 | 2,83 | 80,6 | >95 |
Пример 11. Работа опытной установки
При работе опытной установки в течение 89 ч 2538 кг 30 мас.% лимонитового шлама и 1052 кг 98 мас.% Н28О4 непрерывно прокачивали через каскад реакторов идеального смешения (КРИС) при температуре от 95 до 105°С и атмосферном давлении. Окислительно-восстановительный потенциал поддерживали в диапазоне 835-940 мВ (СВЭ) путем барботажа газообразного 8О2. Время пребывания при выщелачивании лимонита составило 5 ч. Продукты выщелачивания секции выщелачивания лимонита содержали 20 г/л Н28О4, 4,8 г/л N1, 136 г/л Те, 3,2 г/л Мд и 0,25 г/л Со. Шлам выщелачивания лимонита смешивали с сапролитовым шламом с концентрацией твердых веществ 30 мас.% в другом каскаде РИС при температуре от 95 до 105°С и атмосферном давлении для одновременного проведения реакций выщелачивания сапролита и осаждения железа в форме гетита. Время пребывания при выщелачивании сапролита и осаждении железа в форме гетита составило 11 ч. В этой секции не проводили барботаж газообразного 8О2. Общая масса использованного сапролитового шлама составила 2052 кг. Поэтому массовые соотношения серной кислоты/лимонита, сапролита/лимонита и серной кислоты/(лимонита+сапролита) составили 1,35, 0,81 и 0,75, соответственно. Продукты выщелачивания содержали 5 г/л Н28О4, 5,1 г/л N1, 6,4 г/л Те, 16,4 г/л Мд и 0,19 г/л Со. Шлам выщелачивания постепенно нейтрализовали при температуре от 95 до 105°С и атмосферном давлении до рН 1,5-2,0 или до уровня кислотности 5-10 г/л Н28О4 с использованием 20 мас.% шлама известняка. Время пребывания составило 2-3 ч. Общая масса шлама известняка составила 1248 кг. Конечный продукт выщелачивания содержал 5 г/л Н28О4, 5,1 г/л N1, 6,4 г/л Те, включая 0,2 г/л Те+2, 16,4 г/л Мд и 0,19 г/л Со. В табл. 12 представлен состав сырья и остатка, а также продуктов выщелачивания.
Таблица 12. Результаты примера 11
| Νί | Ре | мд | Со | Ыа | |
| Лимонит, масс.% | 1,54 | 42,7 | 1,49 | 0,117 | 0,06 |
| Сапролит, масс.% | 3,12 | 10,95 | 13,35 | 0,039 | 0,02 |
| Остаток, масс.% | 0,35 | 22,02 | 1,58 | 0,006 | 0,05 |
| Общий выход, % | 81,5 | 9,3 | 72,7 | 91,6 |
Краткое описание чертежей
На фиг. 1 представлена схема последовательности выполнения операций, изображающая последовательную подачу шлама лимонитовой руды и шлама сапролитовой руды, которая позволяет в ходе выщелачивания сапролита удалять приблизительно 70% переведенного в растворимую форму железа в виде твердого гетита и большую часть остатка нейтрализацией известняком или другой подходящей щелочью.
На фиг. 2 представлена схема последовательности выполнения операций, в которой после одновременного выщелачивания сапролита и осаждения большей части железа в форме гетита, остаток железа осаждают в форме ярозита путем добавления иона, формирующегося ярозит, например добавления хлористого натрия. На этой стадии можно дополнительно выщелачивать сапролит.
На фиг. 3 представлена схема последовательности выполнения операций, в которой после одновременного выщелачивания сапролита и осаждения большей части железа в форме гетита, остальное железо восстанавливают до двухвалентной формы путем добавления двуокиси серы или другого подходящего восстановителя. И снова на этой стадии можно дополнительно выщелачивать сапролит.
На фиг. 4 показаны рентгенограммы для остатков выщелачивания по сравнительному примеру 1 и примерам 2-4. Рентгенограмма для сравнительного примера 1 показана в верхней части фигуры, а рентгенограмма для примера 4 показана в нижней ее части.
В структурах 2, 3 и 4 можно видеть наличие пиков гетита и отсутствие пиков ярозита.
Приведенное выше описание настоящего изобретения предназначено для иллюстрации предпочтительных вариантов выполнения изобретения. Изменения, без отступления от сущности или объема описанного здесь изобретения, следует рассматривать как часть настоящего изобретения.
Claims (24)
1. Способ атмосферного выщелачивания для выделения никеля и кобальта из латеритовых руд, включающий следующие стадии:
a) разделение латеритовой руды на фракцию руды с низким содержанием магния и фракцию руды с высоким содержанием магния путем избирательной добычи или сортировки после добычи;
b) раздельное суспендирование разделенных фракций руды;
- 10 006457
с) выщелачивание фракции руды с низким содержанием магния с использованием концентрированной серной кислоты на первой стадии выщелачивания и
б) подачу шлама руды с высоким содержанием магния после, по существу, окончания первой стадии выщелачивания и осаждение железа в форме гетита или в другой форме оксида или гидроксида железа с низким содержанием сульфата, где серную кислоту, высвободившуюся в ходе осаждения железа, используют для выщелачивания фракции руды с высоким содержанием магния на второй стадии выщелачивания.
2. Способ по п. 1, в котором железо осаждают в форме гетита.
3. Способ по п.1, в котором фракция руды с низким содержанием магния включает лимонитовую руду, содержащую меньше приблизительно 6 мас.% магния.
4. Способ по п. 1, в котором фракция руды с высоким содержанием магния включает сапролитовую руду с содержанием магния больше приблизительно 8 мас.%.
5. Способ по п.3, в котором фракция руды с низким содержанием магния также включает смектитовую или нонтронитовую руду со средним содержанием магния.
6. Способ по п.4, в котором фракция руды с высоким содержанием магния также включает смектитовую или нонтронитовую руду со средним содержанием магния.
7. Способ по п.1, в котором разделенные фракции руды суспендируют в воде, не содержащей натрий, щелочной металл и аммоний, при концентрации твердого вещества больше приблизительно 20 мас.%.
8. Способ по п.1, в котором первую стадию выщелачивания выполняют в первом реакторе при температуре до 105°С или при температуре кипения реагентов выщелачивания при атмосферном давлении.
9. Способ по п.8, в котором серную кислоту предпочтительно используют в количестве от 100 до 140% от стехиометрических соотношений.
10. Способ по п.1, в котором шлам руды с высоким содержанием магния вводят во второй реактор для завершения второй стадии выщелачивания при температуре до 105°С или при температуре кипения реагентов выщелачивания при атмосферном давлении.
11. Способ по п. 10, в котором затравочные зерна, содержащие гетит, гематит или гипс, добавляют во второй реактор сразу же после подачи руды с высоким содержанием магния для инициирования или облегчения осаждения железа.
12. Способ по п. 11, в котором дозу затравочных зерен добавляют в количестве до 20 мас.% от общего веса руды с низким содержанием магния и руды с высоким содержанием магния.
13. Способ по п. 1, в котором окислительно-восстановительный потенциал на первой стадии выщелачивания поддерживают на уровне от 800 до 1000 мВ (СВЭ).
14. Способ по п.13, в котором окислительно-восстановительный потенциал в первой стадии выщелачивания составляет приблизительно 835 мВ (СВЭ).
15. Способ по п. 13 или 14, в котором окислительно-восстановительный потенциал поддерживают путем непосредственного добавления в шлам газообразного диоксида серы или метабисульфита или сульфита, не содержащего натрий.
16. Способ по п.13, в котором окислительно-восстановительный потенциал на второй стадии выщелачивания составляет от 700 до 900 мВ (СВЭ).
17. Способ по п. 1, в котором соотношение сухих веществ между рудой с высоким содержанием магния и рудой с низким содержанием магния составляет от приблизительно 0,5 до 1,3.
18. Способ по п.1, включающий дополнительную стадию нейтрализации раствора выщелачивания после второй стадии выщелачивания путем добавления шлама известняка для завершения осаждения железа в форме гетита.
19. Способ по п. 18, в котором при конечной нейтрализации рН повышают до уровня от 1,5 до 3,0, измеряемого при температуре окружающей среды.
20. Способ по п. 1, включающий дополнительную стадию осаждения остаточного железа после второй стадии выщелачивания, в форме ярозита путем добавления иона, формирующего ярозит.
21. Способ по п. 20, в котором ион, формирующий ярозит, представляет собой ион натрия, калия или аммония.
22. Способ по п.1, включающий дополнительную стадию восстановления остаточного железа после второй стадии выщелачивания до двухвалентной формы путем добавления подходящего восстановителя.
23. Способ по п.22, в котором восстановитель представляет собой диоксид серы.
24. Способ по п. 1, в котором никель и кобальт выделяют путем сульфидного осаждения с использованием сероводорода или с помощью другого источника сульфида, осаждения смешанного гидроксида, ионного обмена или экстракции из жидкости в жидкость.
- 11 006457
Фиг. 1
Фиг. 2
- 12 006457
Фиг. 3
N4
В = бассарит О = гетит
Су = гипс Н = гематит
N6 = натроярозит О = кварц
Пример 1 Пример 2 Пример 3
Пример 4
N4
I N4 θ о I 1X4 — —нч
θ)
N4
Ν4|
- ........, ,_____ и*П*м**Я>
мм»*
- ^.ιι,.ί ийц·» ι,^ιικιηΉ—****
- 1-1 I |мТртЛ'| I I I | Г П |-| II) ΙΤΓ! I |-Г|Ч ГТ | ГГ|-| II 1 | , I I | I I I | I I Г| I I I I , О | I М | I I ι μ ι ιγ, I
Градусы
Фиг. 4
Applications Claiming Priority (2)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| AUPS2019A AUPS201902A0 (en) | 2002-04-29 | 2002-04-29 | Modified atmospheric leach process for laterite ores |
| PCT/AU2003/000309 WO2003093517A1 (en) | 2002-04-29 | 2003-03-14 | Atmospheric pressure leach process for lateritic nickel ore |
Publications (2)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| EA200401443A1 EA200401443A1 (ru) | 2005-06-30 |
| EA006457B1 true EA006457B1 (ru) | 2005-12-29 |
Family
ID=3835592
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| EA200401443A EA006457B1 (ru) | 2002-04-29 | 2003-03-14 | Способ выщелачивания латеритовой никелевой руды при атмосферном давлении |
Country Status (12)
| Country | Link |
|---|---|
| US (1) | US7416711B2 (ru) |
| EP (1) | EP1499751B1 (ru) |
| JP (2) | JP2005523996A (ru) |
| CN (1) | CN100557047C (ru) |
| AU (1) | AUPS201902A0 (ru) |
| BR (1) | BR0309582A (ru) |
| CA (1) | CA2484134A1 (ru) |
| CO (1) | CO5611213A2 (ru) |
| EA (1) | EA006457B1 (ru) |
| ES (1) | ES2298542T3 (ru) |
| WO (1) | WO2003093517A1 (ru) |
| ZA (1) | ZA200408324B (ru) |
Families Citing this family (63)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| AU2003903632A0 (en) * | 2003-07-14 | 2003-07-31 | Qni Technology Pty Ltd | Process for recovery of nickel and cobalt by heap leaching of low grade nickel or cobalt containing material |
| JP4456110B2 (ja) * | 2004-03-31 | 2010-04-28 | 大平洋金属株式会社 | ニッケルまたはコバルトの浸出方法 |
| AU2005248187B2 (en) * | 2004-05-27 | 2007-11-15 | Pacific Metals Co., Ltd. | Method of recovering nickel or cobalt |
| WO2005116279A1 (ja) * | 2004-05-27 | 2005-12-08 | Pacific Metals Co., Ltd. | ニッケルおよびコバルトの回収方法 |
| AU2005256213A1 (en) * | 2004-06-28 | 2006-01-05 | Skye Resources Inc. | Method for nickel and cobalt recovery from laterite ores by reaction with concentrated acid water leaching |
| EP1769092A4 (en) * | 2004-06-29 | 2008-08-06 | Europ Nickel Plc | IMPROVED LIXIVIATION OF BASE METALS |
| KR20070041770A (ko) * | 2004-08-02 | 2007-04-19 | 스카이 리소스 아이앤씨 | 대기 및 중간압 침출의 조합에 의해 라테라이트광석으로부터 니켈 및 코발트를 회수하는 방법 |
| AU2005306572B2 (en) * | 2004-11-17 | 2011-07-14 | Bhp Billiton Ssm Development Pty Ltd | Consecutive or simultaneous leaching of nickel and cobalt containing ores |
| BRPI0518178A (pt) * | 2004-11-17 | 2008-11-04 | Bhp Billiton Ssm Technology Pty Ltd | lixiviação simultánea ou consecutiva de minérios contendo cobalto e nìquel |
| ES2394915T3 (es) * | 2005-02-14 | 2013-02-06 | Bhp Billiton Ssm Development Pty Ltd | Procedimiento para la lixiviación ácida mejorada de minerales de laterita |
| ATE516374T1 (de) * | 2005-08-09 | 2011-07-15 | Murrin Murrin Operations Pty Ltd | Hydrometallurgisches verfahren zur extraktion von nickel und cobalt aus lateriterzen |
| JP5060033B2 (ja) * | 2005-09-15 | 2012-10-31 | 大平洋金属株式会社 | ニッケルまたはコバルトの回収方法 |
| EP1929056A4 (en) * | 2005-09-30 | 2009-04-15 | Bhp Billiton Innovation Pty | METHOD FOR THE EXTRACTION OF LATERAL ERZ IN NORMAL PRESSURE |
| BRPI0505544B1 (pt) * | 2005-11-10 | 2014-02-04 | Processo de lixiviação combinada | |
| BRPI0706851A2 (pt) * | 2006-01-10 | 2011-04-12 | Murrin Murrin Operations Pty Ltd | método para recuperação de nìquel e cobalto de soluções de lixìvia na presença de ferro e/ou cromo |
| AU2007100742B4 (en) * | 2006-01-10 | 2008-04-03 | Murrin Murrin Operations Pty Ltd | Method for the Precipitation of Nickel |
| WO2007092994A1 (en) * | 2006-02-15 | 2007-08-23 | Andreazza Consulting Pty Ltd | Processing of laterite ore |
| CA2659449A1 (en) * | 2006-08-23 | 2008-02-28 | Murrin Murrin Operations Pty Ltd. | Improved hydrometallurgical method for the extraction of nickel from laterite ores |
| AU2007100902A4 (en) * | 2006-08-23 | 2007-10-25 | Murrin Murrin Operations Pty Ltd | Improved Hydrometallurgical Method for the Extraction of Nickel from Laterite Ores |
| FR2905383B1 (fr) * | 2006-09-06 | 2008-11-07 | Eramet Sa | Procede de traitement hydrometallurgique d'un minerai de nickel et de cobalt lateritique,et procede de preparation de concentres intermediaires ou de produits commerciaux de nickel et/ou de cobalt l'utilisant. |
| GB0618025D0 (en) * | 2006-09-13 | 2006-10-25 | Enpar Technologies Inc | Electrochemically catalyzed extraction of metals from sulphide minerals |
| WO2008034189A1 (en) * | 2006-09-21 | 2008-03-27 | Metallica Minerals Ltd | Improved process and plant for producing nickel |
| CN101842504B (zh) | 2007-05-21 | 2012-11-14 | 奥贝特铝业有限公司 | 从铝土矿石中提取铝和铁的工艺 |
| US8366801B2 (en) * | 2007-08-07 | 2013-02-05 | Bhp Billiton Ssm Development Pty Ltd. | Atmospheric acid leach process for laterites |
| US7901484B2 (en) * | 2007-08-28 | 2011-03-08 | Vale Inco Limited | Resin-in-leach process to recover nickel and/or cobalt in ore leaching pulps |
| CN101978080A (zh) * | 2008-03-19 | 2011-02-16 | Bhp比利通Ssm开发有限公司 | 使用超咸浸提液常压浸提红土矿石的方法 |
| CN101270417B (zh) * | 2008-04-30 | 2010-11-03 | 江西稀有稀土金属钨业集团有限公司 | 一种提取镍和/或钴的方法 |
| US8470272B2 (en) * | 2008-06-02 | 2013-06-25 | Vale S.A. | Magnesium recycling and sulphur recovery in leaching of lateritic nickel ores |
| AU2009260175A1 (en) * | 2008-06-16 | 2009-12-23 | Bhp Billiton Ssm Development Pty Ltd | Saprolite neutralisation of heap leach process |
| EP2294232A4 (en) * | 2008-06-25 | 2013-12-25 | Bhp Billiton Ssm Dev Pty Ltd | iron precipitation |
| WO2010020245A1 (en) * | 2008-08-20 | 2010-02-25 | Intex Resources Asa | An improved process of leaching lateritic ore with sulphoric acid |
| EP2462249B1 (en) * | 2009-08-03 | 2020-03-18 | Anglo Operations Limited | Process for the recovery of metals such as nickel from an iron-containing ore by leaching with acidic sulfate solution |
| FI123646B (fi) * | 2010-02-25 | 2013-08-30 | Outotec Oyj | Menetelmä kiintoaine-neste-erotuksen tehostamiseksi lateriittien liuotuksen yhteydessä |
| CN101994003A (zh) * | 2010-12-10 | 2011-03-30 | 中南大学 | 一种从水钴矿中选择性提取铜和钴的工艺 |
| KR101172897B1 (ko) * | 2010-12-13 | 2012-08-10 | 재단법인 포항산업과학연구원 | 니켈 함유 원료로부터 니켈을 회수하는 방법 |
| EP2686458A4 (en) | 2011-03-18 | 2015-04-15 | Orbite Aluminae Inc | METHODS FOR RECOVERING RARE EARTH ELEMENTS FROM ALUMINUM-CONTAINING MATERIALS |
| EP3141621A1 (en) | 2011-05-04 | 2017-03-15 | Orbite Aluminae Inc. | Processes for recovering rare earth elements from various ores |
| CN103842296B (zh) | 2011-06-03 | 2016-08-24 | 奥贝特科技有限公司 | 用于制备赤铁矿的方法 |
| JP2014526431A (ja) | 2011-09-16 | 2014-10-06 | オーバイト アルミナ インコーポレイテッド | アルミナ及び様々な他の生成物の調製プロセス |
| JP5447595B2 (ja) | 2011-12-20 | 2014-03-19 | 住友金属鉱山株式会社 | ニッケル酸化鉱石の湿式製錬における操業方法 |
| EP2802675B1 (en) | 2012-01-10 | 2020-03-11 | Orbite Aluminae Inc. | Processes for treating red mud |
| JP5704410B2 (ja) * | 2012-03-21 | 2015-04-22 | 住友金属鉱山株式会社 | 製鉄用ヘマタイトの製造方法 |
| CA2903512C (en) | 2012-03-29 | 2017-12-05 | Orbite Technologies Inc. | Processes for treating fly ashes |
| US9290828B2 (en) | 2012-07-12 | 2016-03-22 | Orbite Technologies Inc. | Processes for preparing titanium oxide and various other products |
| WO2014047728A1 (en) | 2012-09-26 | 2014-04-03 | Orbite Aluminae Inc. | Processes for preparing alumina and magnesium chloride by hc1 leaching of various materials |
| EP2920114A4 (en) | 2012-11-14 | 2016-03-02 | Orbite Aluminae Inc | PROCESS FOR PURIFYING ALUMINUM IONS |
| JP5622061B2 (ja) * | 2013-03-26 | 2014-11-12 | 住友金属鉱山株式会社 | 製鉄用ヘマタイトの製造方法 |
| FI125216B (en) | 2013-05-23 | 2015-07-15 | Outotec Finland Oy | Process for the recovery of metals |
| JP5644900B1 (ja) | 2013-06-14 | 2014-12-24 | 住友金属鉱山株式会社 | 排水処理方法 |
| JP5880488B2 (ja) | 2013-06-17 | 2016-03-09 | 住友金属鉱山株式会社 | ヘマタイトの製造方法、並びにそのヘマタイト |
| CN103710542B (zh) * | 2014-01-13 | 2016-01-27 | 中国恩菲工程技术有限公司 | 类铁精矿及其制备方法 |
| RU2573306C1 (ru) * | 2014-07-03 | 2016-01-20 | Публичное акционерное общество "Горно-металлургическая компания "Норильский никель" | Способ переработки сульфидных пирротин-пентландитовых концентратов, содержащих драгоценные металлы |
| JP6036875B2 (ja) | 2015-02-24 | 2016-11-30 | 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 |
| KR101675941B1 (ko) * | 2015-09-30 | 2016-11-29 | 한국지질자원연구원 | 니켈 라테라이트광의 분리선별 방법 |
| RU2626257C1 (ru) * | 2016-05-13 | 2017-07-25 | Публичное акционерное общество "Горно-металлургическая компания "Норильский никель" | Способ переработки сульфидных пирротин-пентландитовых концентратов, содержащих драгоценные металлы |
| CN106893868B (zh) * | 2017-03-15 | 2018-12-25 | 中国石油大学(北京) | 从含锌冶金粉尘中选择性浸出锌的方法 |
| RU2667192C1 (ru) * | 2017-10-04 | 2018-09-17 | Общество с ограниченной ответственностью "Научно-производственное предприятие КВАЛИТЕТ" ООО "НПП КВАЛИТЕТ" | Способ переработки сульфидных полиметаллических материалов, содержащих платиновые металлы (варианты) |
| CN109234526B (zh) * | 2018-11-26 | 2020-11-03 | 中国恩菲工程技术有限公司 | 红土镍矿的处理方法 |
| RU2707457C1 (ru) * | 2019-07-05 | 2019-11-26 | Открытое акционерное общество "Красноярский завод цветных металлов имени В.Н. Гулидова" | Способ переработки концентратов на основе железа, содержащих металлы платиновой группы |
| CN111118285A (zh) * | 2020-01-07 | 2020-05-08 | 张响 | 一种红土镍矿硫酸常压浸出有价金属的方法 |
| CN113881843B (zh) * | 2021-05-31 | 2024-03-22 | 金川集团股份有限公司 | 一种降低镍精矿中镁含量的生产系统及生产方法 |
| CN115747516A (zh) * | 2022-11-21 | 2023-03-07 | 昆明理工大学 | 一种高镁硅红土镍矿回收镍、钴、镁和铁的方法 |
| CN116477677A (zh) * | 2023-03-16 | 2023-07-25 | 中国恩菲工程技术有限公司 | 用镍铁合金制备高纯镍盐的方法 |
Family Cites Families (10)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| CA922903A (en) * | 1970-07-08 | 1973-03-20 | The International Nickel Company Of Canada | Acid leaching of lateritic ore |
| CA1043576A (en) * | 1975-06-10 | 1978-12-05 | Inco Limited | Two stage leaching of limonitic ore and sea nodules |
| CA1050278A (en) * | 1975-06-10 | 1979-03-13 | Inco Limited | Leaching limonitic ores |
| ZW3481A1 (en) | 1980-02-18 | 1981-05-20 | Nat Inst Metallurg | The leaching of sulphidic mattes containing non-ferrous metals and iron |
| ZA831484B (en) * | 1982-03-24 | 1984-04-25 | Electrolyt Zinc Australasia | Treatment of solutions to facilitate the removal of ferric iron therefrom |
| US4415542A (en) * | 1982-06-21 | 1983-11-15 | Compagne Francaise D'entreprises Minieres, Metallurgiques Et D'investissements | Controlling scale composition during acid pressure leaching of laterite and garnierite ore |
| US4548794A (en) | 1983-07-22 | 1985-10-22 | California Nickel Corporation | Method of recovering nickel from laterite ores |
| FI98073C (fi) | 1995-08-14 | 1997-04-10 | Outokumpu Eng Oy | Menetelmä nikkelin talteenottamiseksi hydrometallurgisesti kahdesta eri nikkelikivestä |
| US6379636B2 (en) * | 1999-11-03 | 2002-04-30 | Bhp Minerals International, Inc. | Method for leaching nickeliferous laterite ores |
| US6261527B1 (en) | 1999-11-03 | 2001-07-17 | Bhp Minerals International Inc. | Atmospheric leach process for the recovery of nickel and cobalt from limonite and saprolite ores |
-
2002
- 2002-04-29 AU AUPS2019A patent/AUPS201902A0/en not_active Abandoned
-
2003
- 2003-03-14 US US10/513,092 patent/US7416711B2/en not_active Expired - Fee Related
- 2003-03-14 CA CA002484134A patent/CA2484134A1/en not_active Abandoned
- 2003-03-14 EA EA200401443A patent/EA006457B1/ru not_active IP Right Cessation
- 2003-03-14 EP EP03747346A patent/EP1499751B1/en not_active Expired - Lifetime
- 2003-03-14 CN CNB038097737A patent/CN100557047C/zh not_active Expired - Fee Related
- 2003-03-14 JP JP2004501651A patent/JP2005523996A/ja not_active Withdrawn
- 2003-03-14 BR BR0309582-7A patent/BR0309582A/pt not_active Application Discontinuation
- 2003-03-14 ES ES03747346T patent/ES2298542T3/es not_active Expired - Lifetime
- 2003-03-14 WO PCT/AU2003/000309 patent/WO2003093517A1/en active IP Right Grant
-
2004
- 2004-10-14 ZA ZA200408324A patent/ZA200408324B/en unknown
- 2004-10-28 CO CO04108608A patent/CO5611213A2/es active IP Right Grant
-
2010
- 2010-02-19 JP JP2010034191A patent/JP5226711B2/ja not_active Expired - Fee Related
Also Published As
| Publication number | Publication date |
|---|---|
| US20050226797A1 (en) | 2005-10-13 |
| CA2484134A1 (en) | 2003-11-13 |
| EP1499751A4 (en) | 2006-11-02 |
| AU2003209829A1 (en) | 2003-11-17 |
| JP2010163688A (ja) | 2010-07-29 |
| BR0309582A (pt) | 2005-03-01 |
| WO2003093517A1 (en) | 2003-11-13 |
| US7416711B2 (en) | 2008-08-26 |
| ES2298542T3 (es) | 2008-05-16 |
| JP2005523996A (ja) | 2005-08-11 |
| CO5611213A2 (es) | 2006-02-28 |
| EP1499751A1 (en) | 2005-01-26 |
| EA200401443A1 (ru) | 2005-06-30 |
| AUPS201902A0 (en) | 2002-06-06 |
| CN100557047C (zh) | 2009-11-04 |
| EP1499751B1 (en) | 2007-11-28 |
| JP5226711B2 (ja) | 2013-07-03 |
| CN1650038A (zh) | 2005-08-03 |
| ZA200408324B (en) | 2006-07-26 |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| EA006457B1 (ru) | Способ выщелачивания латеритовой никелевой руды при атмосферном давлении | |
| US7559972B2 (en) | Process for enhanced acid leaching of laterite ores | |
| US20080271571A1 (en) | Process for Leaching Lateritic Ore at Atmospheric Pressure | |
| US8366801B2 (en) | Atmospheric acid leach process for laterites | |
| JP2008533294A (ja) | ニッケル及びコバルトを含有する鉱石の連続浸出または同時浸出 | |
| CA2521817A1 (en) | Process for leaching lateric ore at atmospheric pressure | |
| US8268039B2 (en) | Process for atmospheric leaching of laterite ores using hypersaline leach solution | |
| EP3670687A1 (en) | Leaching treatment method, and wet smelting method of nickel oxide ore | |
| US9057116B2 (en) | Method for enhancing solid-liquid separation in conjunction with laterite leaching | |
| AU2006212723B2 (en) | Process for enhanced acid leaching of laterite ores | |
| AU2009201837A1 (en) | Atmospheric Leach of Laterite with Iron Precipitation as Hematite | |
| ZA200507870B (en) | Process for leaching lateritic ore at atmospheric pressure |
Legal Events
| Date | Code | Title | Description |
|---|---|---|---|
| MM4A | Lapse of a eurasian patent due to non-payment of renewal fees within the time limit in the following designated state(s) |
Designated state(s): AM AZ BY KG MD TJ TM |