EA030289B1 - Способ извлечения металлов - Google Patents

Способ извлечения металлов Download PDF

Info

Publication number
EA030289B1
EA030289B1 EA201592041A EA201592041A EA030289B1 EA 030289 B1 EA030289 B1 EA 030289B1 EA 201592041 A EA201592041 A EA 201592041A EA 201592041 A EA201592041 A EA 201592041A EA 030289 B1 EA030289 B1 EA 030289B1
Authority
EA
Eurasian Patent Office
Prior art keywords
extraction
solution
copper
nickel
metal
Prior art date
Application number
EA201592041A
Other languages
English (en)
Other versions
EA201592041A1 (ru
Inventor
Туукка Котиранта
Кари Валкама
Original Assignee
Оутотек (Финлэнд) Ой
Priority date (The priority date is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the date listed.)
Filing date
Publication date
Application filed by Оутотек (Финлэнд) Ой filed Critical Оутотек (Финлэнд) Ой
Publication of EA201592041A1 publication Critical patent/EA201592041A1/ru
Publication of EA030289B1 publication Critical patent/EA030289B1/ru

Links

Classifications

    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B3/00Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes
    • C22B3/04Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes by leaching
    • C22B3/06Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes by leaching in inorganic acid solutions, e.g. with acids generated in situ; in inorganic salt solutions other than ammonium salt solutions
    • C22B3/10Hydrochloric acid, other halogenated acids or salts thereof
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B15/00Obtaining copper
    • C22B15/0063Hydrometallurgy
    • C22B15/0065Leaching or slurrying
    • C22B15/0067Leaching or slurrying with acids or salts thereof
    • C22B15/0069Leaching or slurrying with acids or salts thereof containing halogen
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B15/00Obtaining copper
    • C22B15/0063Hydrometallurgy
    • C22B15/0065Leaching or slurrying
    • C22B15/0067Leaching or slurrying with acids or salts thereof
    • C22B15/0071Leaching or slurrying with acids or salts thereof containing sulfur
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B15/00Obtaining copper
    • C22B15/0063Hydrometallurgy
    • C22B15/0065Leaching or slurrying
    • C22B15/0078Leaching or slurrying with ammoniacal solutions, e.g. ammonium hydroxide
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B15/00Obtaining copper
    • C22B15/0063Hydrometallurgy
    • C22B15/0084Treating solutions
    • C22B15/0089Treating solutions by chemical methods
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B23/00Obtaining nickel or cobalt
    • C22B23/04Obtaining nickel or cobalt by wet processes
    • C22B23/0407Leaching processes
    • C22B23/0415Leaching processes with acids or salt solutions except ammonium salts solutions
    • C22B23/0423Halogenated acids or salts thereof
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B23/00Obtaining nickel or cobalt
    • C22B23/04Obtaining nickel or cobalt by wet processes
    • C22B23/0407Leaching processes
    • C22B23/0415Leaching processes with acids or salt solutions except ammonium salts solutions
    • C22B23/043Sulfurated acids or salts thereof
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B23/00Obtaining nickel or cobalt
    • C22B23/04Obtaining nickel or cobalt by wet processes
    • C22B23/0407Leaching processes
    • C22B23/0446Leaching processes with an ammoniacal liquor or with a hydroxide of an alkali or alkaline-earth metal
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B23/00Obtaining nickel or cobalt
    • C22B23/04Obtaining nickel or cobalt by wet processes
    • C22B23/0453Treatment or purification of solutions, e.g. obtained by leaching
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B3/00Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes
    • C22B3/02Apparatus therefor
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B3/00Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes
    • C22B3/04Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes by leaching
    • C22B3/06Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes by leaching in inorganic acid solutions, e.g. with acids generated in situ; in inorganic salt solutions other than ammonium salt solutions
    • C22B3/08Sulfuric acid, other sulfurated acids or salts thereof
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B3/00Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes
    • C22B3/04Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes by leaching
    • C22B3/12Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes by leaching in inorganic alkaline solutions
    • C22B3/14Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes by leaching in inorganic alkaline solutions containing ammonia or ammonium salts
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B3/00Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes
    • C22B3/20Treatment or purification of solutions, e.g. obtained by leaching
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B3/00Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes
    • C22B3/20Treatment or purification of solutions, e.g. obtained by leaching
    • C22B3/42Treatment or purification of solutions, e.g. obtained by leaching by ion-exchange extraction
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B3/00Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes
    • C22B3/20Treatment or purification of solutions, e.g. obtained by leaching
    • C22B3/44Treatment or purification of solutions, e.g. obtained by leaching by chemical processes
    • YGENERAL TAGGING OF NEW TECHNOLOGICAL DEVELOPMENTS; GENERAL TAGGING OF CROSS-SECTIONAL TECHNOLOGIES SPANNING OVER SEVERAL SECTIONS OF THE IPC; TECHNICAL SUBJECTS COVERED BY FORMER USPC CROSS-REFERENCE ART COLLECTIONS [XRACs] AND DIGESTS
    • Y02TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
    • Y02PCLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
    • Y02P10/00Technologies related to metal processing
    • Y02P10/20Recycling

Landscapes

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

Abstract

Изобретение относится к способу и устройству для извлечения металлов из содержащих металл исходных материалов, включающему стадии i) выщелачивания содержащего металл исходного материала в выщелачивающем растворе на основе хлорида, ii) отведения из стадии (i) выщелачивания водного раствора хлорида с растворенными металлами, iii) извлечения ценного металла из водного раствора хлорида на технологической стадии извлечения металла, iv) нейтрализации содержания соляной кислоты в водном растворе хлорида на технологической стадии извлечения металла с помощью добавления гидролизованного аммиака в технологический раствор так, что образуется хлорид аммония, v) отведения содержащего хлорид аммония технологического раствора на стадию регенерации аммиака, на которой добавляют содержащий кальций реагент для образования хлорида кальция и газообразного аммиака, и подачи аммиака рециклом обратно на технологическую стадию (iii) извлечения металла, vi) регенерации раствора CaClс помощью HSOтак, что получают водный раствор HCl для подачи рециклом на стадию (i) выщелачивания.

Description

Изобретение относится к способу и устройству для извлечения металлов из содержащих металл исходных материалов, включающему стадии ί) выщелачивания содержащего металл исходного материала в выщелачивающем растворе на основе хлорида, ϊϊ) отведения из стадии (ί) выщелачивания водного раствора хлорида с растворенными металлами, ίίί) извлечения ценного металла из водного раствора хлорида на технологической стадии извлечения металла, ίν) нейтрализации содержания соляной кислоты в водном растворе хлорида на технологической стадии извлечения металла с помощью добавления гидролизованного аммиака в технологический раствор так, что образуется хлорид аммония, ν) отведения содержащего хлорид аммония технологического раствора на стадию регенерации аммиака, на которой добавляют содержащий кальций реагент для образования хлорида кальция и газообразного аммиака, и подачи аммиака рециклом обратно на технологическую стадию (ίίί) извлечения металла, νί) регенерации раствора СаС12 с помощью Η2δθ4 так, что получают водный раствор НС1 для подачи рециклом на стадию (ί) выщелачивания.
030289
Область техники
Настоящее изобретение относится к способу и устройству для извлечения металлов из содержащих металл исходных материалов с помощью применения атмосферного выщелачивания на основе хлорида.
Уровень техники
Сульфидные руды в настоящее время обуславливают 60% производства никеля, и остальное получают из латеритных руд. Ферроникель получают из сапролитовых латеритов с помощью пирометаллургических способов. Кислотное выщелачивание под высоким давлением (КВВД) применяют для получения чистого никеля из лимонитных и смектитных латеритных руд. Сульфидные руды сперва концентрируют и плавят, после чего никелевый штейн можно очистить гидрометаллургическим способом. Штейн сперва выщелачивают в автоклаве, после чего раствор очищают и чистый никель извлекают с помощью электролиза.
При традиционной обработке на основе сульфата иногда используют аммиак в качестве нейтрализующего агента при очистке раствора. Он обычно кристаллизуется в виде сульфата аммония после извлечения металлов. Его используют для получения удобрений, так что перед кристаллизацией требуется существенная очистка, чтобы избежать переноса токсичных тяжелых металлов в получающийся сульфат аммония.
Согласно Нуйтотс1а11игду 2008: Ргосссйшд8 о£ 8ΐχ ш1стпа1юпа1 8утро8шш, сбПсб Ьу Соийису А. Уоиид с! а1., 18' 8сбШоп. р. 541-550 установлено, что примерно 70% мировых наземных источников Νί содержатся в латеритных рудах. Однако из-за технологических ограничений только примерно 40% получаемого в настоящее время Νί экстрагируют из таких руд. В промышленности существует стремление к разработке способов атмосферного выщелачивания. В публикации Нуйтотс1а11игду 2008 описано несколько из них. Альтернативные способы на основе хлора включают, например, способ атмосферного хлоридного выщелачивания (АХВ), который состоит из атмосферного выщелачивания в растворе соляной кислоты, содержащей высокое фоновое количество МдС12. Остаток технологической схемы включает удаление примеси Рс с помощью внутренне рециркулируемого МдО, извлечение ценных Νί и Со и, наконец, пирогидролиз для извлечения стехиометрического эквивалента НС1 из сливаемого электролита, то есть кислоты, потребленной Рс и Мд в течение стадии выщелачивания. Другой процитированный в Нуйготс1а11шду 2008 способ на основе хлора представляет собой способ 1и!сс №скс1 Ь-ШсгНс Ргосс88 с использованием Н24 для регенерации НС1 вместо пирогидролиза. Данный способ действует посредством цикла хлорида кальция/сульфата кальция, который, по существу, требует замены выщелачиваемого катиона металла (преимущественно Рс и Мд) эквивалентным количеством Са в течение нейтрализации известью. Полное количество протонов, потребленных в технологической схеме, затем заменяют путем добавления Н24, что вызывает осаждение слаборастворимой соли сульфата кальция. Регенерированный НС1 снова используют на стадии атмосферного выщелачивания. В Нуйтотс1а11игду 2008 сообщают, что маловероятно, что Н24 и СаО можно регенерировать экономичным образом из-за термического разложения соли сульфата кальция, следовательно, чем выше содержание примеси в присадке руды, тем больше нужно добавлять таких составляющих, как Н24 и известь/известняк, что делает способ очень экономически чувствительным к местным ценам на реагенты.
В И82007/0295613 описан способ извлечения целевого металла из окисленного содержащего металл материала, включающий на стадии образования кислоты добавление серной кислоты к раствору, содержащему галогенид металла, для образования кислого водного раствора галогенида; на стадии выщелачивания, которая отлична от стадии образования кислоты, выщелачивание окисленного содержащего металл материала кислым водным раствором галогенида для выщелачивания целевого металла в раствор; пропускание раствора из стадии выщелачивания на стадию извлечения целевого металла, на которой целевой металл извлекают из раствора, при этом галогенид металла остается в растворе, и возвращение раствора с галогенидом металла из стадии извлечения целевого металла на стадию образования кислоты. Регенерируется только гидрохлорид и металлы осаждаются с твердым реагентом, таким образом очистка металлов посредством экстракции невозможна в этой технологической конфигурации.
Таким образом, получают только промежуточные продукты, и они требуют дополнительной обработки.
В И8 6231823 описан способ отделения представляющего промышленную ценность кобальта от представляющего промышленную ценность никеля в водном растворе, содержащем сульфат никеля и сульфат кобальта, в котором раствор контактирует с несмешиваемым с водой органическим раствором, содержащим фосфорорганическую кислоту в технологической схеме экстракции кобальта. Способ включает контактирование несмешиваемого с водой органического раствора, требуемого для экстракции кобальта, с содержащим никель аммиачным раствором с получением органической фазы, обогащенной никелем, и частично обедненного никелем рафината. Содержащий никель аммиачный раствор образуют путем регулирования содержащего никель рафината из технологической схемы экстракции кобальта путем добавлений аммиака предпочтительно в виде гидроксида аммония и сульфата аммония.
В \УО 2006/029439 описан способ экстрагирования ионов металлов из водных растворов. В частности, указанное изобретение относится к способу приготовления содержащего экстрагирующее вещество органического раствора, обогащенного ионами никеля, и использованию этого раствора в способе полу- 1 030289
чения ионов никеля, кобальта и/или марганца из содержащего эти ионы водного раствора. Органическое экстрагирующее вещество можно предварительно обогатить ионами, такими как ионы аммония. В \УО 2011/114000 описан гидрометаллургический способ получения металлического никеля из концентрата сульфида никеля, руды или металлических отходов, включающий выщелачивание материала сульфида никеля хлоридным выщелачивающим раствором, экстрагирование растворенного никеля с получением содержащего сульфат никеля электролита, извлечение никеля путем электролиза и регенерацию обедненных технологических растворов, содержащих хлорид, из экстрагирования и электролиза на стадии хлор-щелочного электролиза для возврата хлора, водорода и гидроксида натрия обратно в процесс.
В \УО 2011/114000 описан гидрометаллургический способ получения металлического никеля из концентрата сульфида никеля, руды или металлических отходов, включающий выщелачивание материала сульфида никеля хлоридным выщелачивающим раствором, экстракцию растворителем никеля и кобальта с использованием гидроксида натрия в качестве нейтрализующего агента, извлечение никеля путем электролиза из раствора сульфата никеля и регенерацию соляной кислоты и гидроксида натрия на стадии хлор-щелочного электролиза.
В И8 7736606 В2 описан способ атмосферного выщелачивания на основе хлорида, в котором подаваемый материал выщелачивают НС1, МдС12 и окислителем. Остаток технологической схемы содержит удаление примеси Ре с помощью внутренне рециркулируемого МдО, извлечение ценных Νί и Со и, наконец, пирогидролиз МдС12 с извлечением стехиометрического эквивалента НС1 и МдО.
В \УО 00/41967 описан способ извлечения аммиака из раствора сульфата аммония, причем способ включает стадии объединения раствора сульфата аммония и негашеной извести (СаО) в измельчителе для получения реакционной суспензии и приведение в действие измельчителя, посредством чего измельчение действует для раздробления любого гипсового осадка по мере того, как он образуется в реакционной суспензии или в измельчителе.
О.Т №1 и Ά.Ό. уап йег Вегд представили в "Νο\ό1 Оейдп Акрейк оГ Ше Тай Лсйуох® Рго|ес1 Аттота Кесоуегу Сйсий", опубликованной в Тйе ЗоиШегп Айтсаи 1и8Й1и1е оГ Μίηίη§ апй Ме1а11игду Ваке Ме1а1к СопГегепсе 2009, технологию селективного извлечения неблагородных металлов из бедных концентратов сульфидов неблагородных металлов. Аммиак используют в качестве нейтрализующего агента в установках экстракции растворителем кобальта и никеля для селективной экстракции неблагородных металлов. Более подробно №1 и уап йег Вегд описывают основанную на сульфате технологию селективного извлечения неблагородных металлов из бедных концентратов сульфидов неблагородных металлов. Аммиак используют в качестве нейтрализующего агента при экстракции кобальта и никеля и после этого аммиак регенерируют известью. При регенерации аммиака происходит осаждение гипса, что делает ее очень сложной, так как гипс осаждается на поверхности содержащих кальций реагентов и препятствует их реакции в суспензии. Высокое количество твердых веществ в суспензии делает процесс отпаривания аммиака в газовую фазу более трудным вследствие закупоривания. К тому же, раствор после этого способа представляет собой отход, который содержит, по меньшей мере, сульфаты, и экологические нормативные требования могут сделать захоронение этого отхода затратным в некоторых частях мира.
Сущность изобретения
Целью настоящего изобретения, таким образом, является обеспечение способа и устройства для осуществления указанного способа, чтобы обеспечить превосходный способ извлечения металлов из содержащих их исходных материалов. Целей изобретения достигают с помощью способа и устройства, которые отличаются тем, что указано в независимых пунктах формулы изобретения. Предпочтительные воплощения изобретения описаны в зависимых пунктах формулы изобретения.
Теперь неожиданно было обнаружено, что в способе на основе хлорида металлы выщелачиваются при атмосферном давлении и химикаты, требуемые для извлечения металла, можно регенерировать без образования значительного количества отходов.
Способ по настоящему изобретению обладает преимуществами по сравнению с предшествующим уровнем техники. Выщелачивание выполняют в растворе на основе хлорида, и, поэтому, не требуется очень тонко измельчать подаваемый материал. Это сберегает энергию, требуемую для способа, а также улучшает способность к фильтрации выщелачиваемого остатка, то есть делает его более легко отделяемым. Помимо этого, выщелачивание на основе хлорида можно выполнять при атмосферном давлении и при температуре ниже температуры кипения раствора, обычно ниже 100°С, таким образом на стадии выщелачивания отсутствует необходимость в автоклаве. Автоклав является более затратным для приобретения и обслуживания, чем нормальный атмосферный реактор. Выщелачивание на основе сульфата требует использования автоклава и, помимо этого, регенерация аммония является трудной, если не невозможной, вследствие образования гипса.
Дополнительное преимущество настоящего изобретения состоит в том, что когда регенерацию аммиака выполняют в растворе хлорида, не происходит осаждения гипса, которое сделало бы регенерацию значительно более трудной. Существуют только небольшое количество твердых веществ, присутствующих на стадии регенерации, и эти твердые вещества происходят либо из инертных примесей, введенных с известью, либо из осаждения магния из раствора. В способе на основе хлорида водный баланс можно регулировать путем испарения и не нужно удалять сточные воды из способа. Очистка и обработка таких
- 2 030289
сточных вод экономичным и экологически безопасным способом может быть очень сложной. Например, в способе на основе сульфата, описанном в предшествующем уровне техники, суспензию отводят из процесса на стадии регенерации аммиака. Суспензия содержит, по меньшей мере, сульфат и кальций. Теперь было неожиданно обнаружено, что в способе на основе хлорида раствор хлорида кальция, образованный при регенерации аммиака, можно использовать далее на стадии регенерации кислоты.
Дополнительное преимущество использования выщелачивания на основе хлорида состоит в том, что регенерацию аммиака можно выполнять содержащими кальций реагентами без значительного осаждения гипса, которое случается в способе на основе сульфата. Существует только небольшое количество твердых веществ, присутствующих на стадии регенерации, и эти твердые вещества обычно происходят от инертных примесей содержащих кальций реагентов.
С учетом всех перечисленных преимуществ заявленные способ и устройство являются более экономичными по сравнению с традиционными способами.
Твердые нейтрализующие химикаты на основе кальция нельзя использовать при жидкостьжидкостной экстракции, так как твердые агенты образуют стабильную смесь с водой и органической фазой, которая не разделяется на отдельные фазы. В способах большого масштаба это может мешать работе стадии экстракции. Настоящее изобретение основано на идее обеспечения способа, в котором исходный материал выщелачивают в выщелачивающем растворе на основе хлорида, чтобы обеспечить очень чистые продукты. Регенерация аммиака делает возможным использование стадий жидкостьжидкостной экстракции и, следовательно, медь и никель можно эффективно очистить от примесей и извлечь в виде высококачественного катода при электролизе. Более того, кобальт можно отделить от никеля с помощью жидкость-жидкостной экстракции и дополнительно осадить в виде продукта, пригодного для дальнейшей обработки. В настоящем описании жидкость-жидкостная экстракция означает, другими словами, экстракцию растворителем.
Краткое описание чертежей
Далее изобретение описано более подробно посредством примеров воплощений со ссылкой на приложенные чертежи, в которых:
фиг. 1 представляет собой пример воплощения способа по изобретению в общей форме;
фиг. 2 представляет собой пример воплощения способа по изобретению, в котором медь извлекают
путем осаждения;
фиг. 3 представляет собой пример воплощения способа по изобретению, в котором медь извлекают путем экстракции;
фиг. 4 представляет собой график, показывающий соотношение между процентной долей экстракции и равновесным рН.
Подробное описание изобретения
Изобретение относится к способу извлечения металлов из содержащих металл исходных материалов, включающему стадии:
ί) выщелачивания содержащего металл исходного материала в выщелачивающем растворе на основе хлорида;
ϊϊ) отведения со стадии (ί) выщелачивания водного раствора хлорида с растворенными металлами; ίίί) извлечения ценного металла из водного раствора хлорида на технологической стадии извлечения металла;
ίν) нейтрализации содержания соляной кислоты в водном растворе хлорида на технологической стадии извлечения металла с помощью добавления гидролизованного аммиака в технологический раствор так, что образуется хлорид аммония;
ν) отведения содержащего хлорид аммония технологического раствора на стадию регенерации аммония, на которой добавляют содержащий кальций реагент для образования хлорида кальция и газообразного аммиака и, обычно после конденсации газообразного аммиака, подачи аммиака рециклом обратно на технологическую стадию (ίίί) извлечения металла;
νί) регенерации раствора СаС12 с помощью Н2§04 с получением водного раствора НС1 для подачи рециклом на стадию (ί) выщелачивания.
Согласно одному воплощению изобретения исходные материалы в способе по настоящему изобретению выбирают из группы, состоящей из неблагородных металлов, такой как содержащие никель и кобальт латеритные руды, содержащие металлическую медь, кобальт, никель сырьевые материалы, окисленный содержащий металл материал, содержащий, например, никель, кобальт и медь, содержащий никель сульфидный материал, содержащий по меньшей мере один другой металл, выбранный из группы, состоящей из кобальта, меди и железа, осадок Νίδ, никелевый штейн, содержащий сульфат металла водный раствор, в котором металлы выбраны из группы, состоящей из кобальта, меди, никеля и железа, концентрат сульфида никеля и их смесей.
Согласно одному воплощению изобретения извлекаемые металлы выбирают из группы, состоящей из никеля, кобальта и меди. Обычно исходные материалы также могут содержать золото и металлы платиновой группы. Обычно извлекаемыми металлами являются никель, кобальт и медь или никель и кобальт. Согласно другому воплощению изобретения также можно извлекать золото и металлы платиновой
- 3 030289
группы (МИГ).
Согласно одному воплощению изобретения способ включает на стадии (ίίί) как технологической стадии извлечения металла по меньшей мере одно из следующего:
а) извлечение меди из раствора, содержащего медь, кобальт и никель в растворенной форме, с получением таким образом потока, содержащего медь, и раствора, содержащего хлорид аммония, кобальт и никель в растворенной форме;
б) извлечение кобальта из раствора, с получением таким образом потока, содержащего кобальт, и раствора, содержащего хлорид аммония и никель; и
в) извлечение никеля из раствора, с получением таким образом потока, содержащего никель, и раствора, содержащего хлорид аммония.
Извлечение меди можно выполнять путем осаждения, экстракции и/или ионного обмена. Извлечение кобальта и никеля можно выполнять путем экстракции и/или ионного обмена. Также можно извлекать золото и металлы платиновой группы обычно путем экстракции, если это требуется и они присутствуют.
Согласно одному воплощению изобретения способ на технологической стадии извлечения металла включает стадии а)-в). Согласно другому воплощению изобретения способ на технологической стадии извлечения металла включает стадии б) и в).
Для ясности подробности примеров воплощения способа по настоящему изобретению ниже описаны поэтапно в последующих параграфах.
Стадия выщелачивания.
Способ включает стадию выщелачивания, на которой исходный материал выщелачивают в присутствии хлорида кальция, кислорода и выщелачивающего раствора, содержащего хлорид кальция и соляную кислоту, при атмосферном давлении и температуре ниже температуры кипения раствора для получения первого раствора, содержащего медь, кобальт и/или никель, и неизбежные примеси в растворенной форме. На стадии выщелачивания исходный материал, который обычно является таким, как указано выше, и, как правило, никелевым штейном или никелевым концентратом, и соляную кислоту подают в реактор совместно с кислородсодержащим газом. Кислород можно обеспечить в любой подходящей форме в виде содержащего кислород газа. Обычно, кислородсодержащим газом является кислород, воздух, обогащенный кислородом воздух или их смесь. Выщелачивание обычно выполняют путем последовательного соединения нескольких реакторов и с полным временем пребывания от 5 до 20 ч.
Обычно температура находится в интервале от 80°С до температуры кипения раствора, как правило от 80 до 104°С, как правило от 80 до 100°С, еще более предпочтительно в диапазоне от 80 до 99°С.
Обычно концентрация хлорида на стадии выщелачивания составляет от 100 до 350 г/л.
На стадии выщелачивания рН составляет от -0,5 до 2,6. Обычно рН на стадии выщелачивания составляет от 1,5 до 2,5, если не извлекают металлы платиновой группы или они не содержатся в исходном материале. В таких случаях железо, содержащееся в исходном материале, осаждается на стадии выщелачивания и, таким образом, возрастает образование кислоты.
В другом случае, то есть когда извлекают металлы платиновой группы и они содержатся в исходном материале, рН на стадии выщелачивания составляет от 0,5 до 1,5. В таких случаях железо не осаждается и масса остатка от выщелачивания меньше. Отделение металлов платиновой группы является более преимущественным из меньшего количества остатка от выщелачивания.
В способе хлоридного выщелачивания никелевого штейна ранее проблема состояла в том, что золото и металлы платиновой группы растворялись, даже несмотря на то, что целью являлось поддержание их в твердом состоянии. Этот недостаток сейчас неожиданно был решен путем подачи любого восстанавливающего агента, такого как никелевый штейн или мелкоизмельченный никелевый штейн в конце процесса выщелачивания, таким образом понижая окислительно-восстановительный потенциал и осаждая металлы платиновой группы и большую часть золота. Ироцесс выщелачивания обычно включает ряд реакторов, и окончание процесса означает, например, отдельный реактор, расположенный после реакторов выщелачивания.
Обычно извлечение золота и металлов платиновой группы выполняют путем подачи в отдельную фазу способа, такую как отдельный реактор, расположенный ниже по потоку от реактора(ов) выщелачивания, восстанавливающего агента, такого как мелкоизмельченный никелевый штейн, и, одновременно, в фазу способа не подают кислород. Обычно в качестве восстанавливающего агента используют никелевый штейн, никелевый концентрат или восстанавливающий остаток или боковой поток из другого процесса. В основном можно использовать любой продаваемый на рынке восстанавливающий агент. Обычно используют мелкоизмельченный никелевый штейн, так как он достаточно быстро растворяется, чтобы достичь достаточного выхода других металлов и, таким образом, при использовании никелевого штейна не требуется никаких дополнительных затрат. Наконец, обычно твердое вещество отделяют от жидкости с помощью сгустителя и фильтра. Золото, остающееся в растворе, можно извлечь путем экстракции из потока перелива сгустителя и, таким образом, золото и металлы платиновой группы можно извлечь с помощью способа по настоящему изобретению.
В непрерывном хлоридном способе медь действует как окислитель при выщелачивании согласно
- 4 030289
следующим реакциям.
Ме + 2СиС1г = МеС12(водн) + 2СиС1(водн)
где Ме является Си, Со, №
Νί3δ2(τΒ) + 6СиС12(водн) = ЗЫ|С12(водн) + 6СиС1(водн) + 28 (тв) Си23(тв) + 2СиС12(водн) = 4СиС1(водн) + 3 (тв)
Восстановленную Си(1) окисляют обратно до Си(11) с помощью кислорода.
4СиС1(водн) + 4НС1(водн) +О2(газ) = 4СиС12(водн) + 2Н2О(водн)
(1)
(2)
(3)
(4)
Только от 5 до 20 мас.% элементарной серы окисляется в сульфат при атмосферном выщелачивании. Это уменьшает расход кислорода в способе по сравнению с автоклавными способами.
Обычно остаток от выщелачивания отделяют путем традиционных способов, таких как с помощью сгустителей и/или фильтров.
Неизбежные примеси обычно представляют собой, например, железо, сульфат, магний, марганец, цинк, мышьяк.
Стадия осаждения.
Способ включает возможную стадию осаждения, на которой полученный первый раствор приводят в контакт по меньшей мере с одним соединением на основе кальция, таким как СаСО3, Са(ОН)2 или СаО, для очистки первого раствора путем осаждения неизбежных примесей в виде соответствующих гидроксидов и/или сульфатов для получения второго раствора, содержащего медь, кобальт и никель в растворенной форме.
После выщелачивания главным образом железо осаждается из первого раствора путем добавления нейтрализующего химиката, содержащего кальций, такого как СаСО3, Са(ОН)2 или СаО. На стадию осаждения также можно добавлять кислород или кислородсодержащий газ для обеспечения того, чтобы железо находилось в форме 3+ и было способно осаждаться. Содержание железа в растворе составляет от 5 до 100 мг/л. В то же время мышьяк и сурьма, возможно присутствующие в растворе, совместно осаждаются с железом. Также содержание сульфата в растворе понижается так, что оно находится в интервале от 0,1 до 0,6 г/л, по мере того как сульфат осаждается в виде гипса. Содержание сульфата в растворе зависит от содержания кальция в растворе, которое также зависит от содержания железа в растворе, подаваемом на стадию осаждения. Содержание кальция после удаления железа обычно составляет от 35 до 100 г/л. Осадок железа отделяют и второй раствор, содержащий медь, кобальт и никель направляют на извлечение меди. Осадок железа обычно отделяют с помощью сгустителей и фильтров. Обычно полная концентрация серы в виде сульфата после осаждения железа составляет от 0,1 до 1 г/л.
Возможная стадия выпаривания.
Способ может включать возможную стадию или стадии выпаривания в любом подходящем положении(положениях) в процессе для регулирования водного баланса способа. Обычно стадия выпаривания может быть расположена перед стадией извлечения меди, на которой на водный баланс способа воздействуют путем выпаривания второго раствора так, что ни одно из соединений, содержащихся в нем, не кристаллизуется. Количество испаряемой воды приблизительно соответствует количеству промывочной воды, подаваемой в способ.
Раствор обычно подают в вакуумный выпарной аппарат, обычно при температуре 35-100°С. Третий раствор извлекают из стадии испарения.
Извлечение металла.
Металлы можно извлекать с помощью подходящих способов, например путем экстракции, ионного обмена или осаждения.
Извлечение меди.
Способ может включать стадию извлечения меди из второго и/или третьего раствора, содержащего медь, кобальт и никель в растворенной форме, с получением таким образом первого потока, содержащего медь, и четвертого раствора, содержащего хлорид аммония, кобальт и никель. Извлечение меди можно выполнять путем экстракции или путем осаждения сульфида. При необходимости, часть меди можно осадить и подать рециклом обратно в выщелачивание.
Экстракция меди.
Медь, содержащуюся во втором и/или третьем растворе, можно извлечь с помощью жидкостьжидкостной экстракции, используя доступный на рынке реагент на основе гидроксиоксима, который разбавляют в разбавителе, например углеводородном разбавителе, таком как керосин. Примерами реагентов на основе гидроксиоксима являются Адога М5640 от Су1ес 1пйиз1пез 1пс., в котором активные компоненты представляют собой 2-гидрокси-5-нонилсалицилоксим и сложноэфирный модификатор, и ЫХ 984Ν от ВА8Р, в котором активные компоненты представляют собой 2-гидрокси-5нонилсалицилоксим и 2-гидрокси-5-нонилацетофеноноксим. Водный второй/ третий раствор, содержащий металлы, то есть медь, кобальт и никель, закачивают в смеситель, в который также подают органическую фазу, содержащую экстрагирующий реагент. Металлы экстрагируют из водной фазы в органическую фазу согласно следующему уравнению, где К является остовом экстрагирующего реагента. Соля- 5 030289
ную кислоту, образованную в реакции, частично или полностью нейтрализуют аммиаком для усиления экстракции.
СиС12(водн) + 2ГН(орг) = СиГ2(орг) + 2НС1(водн) (5)
ЫН3(водн) + НС1(водн) = ЫН4С1(водн) (6)
Фазы отделяют друг от друга с помощью силы тяжести в отстойнике. Экстракция меди включает несколько смесителей-отстойников и фазы протекают в этих устройствах противотоком. Со стадии экстракции органическую фазу направляют на стадию промывки, на которой органическую фазу смешивают с раствором сульфата меди, содержащим серную кислоту. Примеси, содержащиеся в органической фазе, перемещают в водную фазу. В конечном счете, органическую фазу смешивают с содержащим серную кислоту раствором сульфата меди, поступающим из электролиза меди, и таким образом большую часть меди реэкстрагируют в электролитический раствор. Этот раствор подают рециклом обратно в электролиз, где медь извлекают в виде катода. Органический раствор возвращают из реэкстрагирования обратно на стадию экстракции. Обычно способ содержит одну или более экстракций растворителем меди и каждая из них содержит от 1 до 3 стадий экстракции, от 1 до 3 стадий помывки и от 1 до 3 стадий реэкстрагирования. Обычно медь в рафинате при экстракции растворителем меди осаждается в виде атакамита при рН от 2,5 до 5.
Осаждение меди.
В качестве альтернативы экстракции меди, медь можно извлекать путем осаждения. Медь осаждается в виде сульфида меди при использовании сульфида натрия, гидросульфида натрия или сульфида водорода. В реакции осаждения образуется кислота, которую нейтрализуют, используя аммиак.
СиС12(водн) + Н23(газ) = СиЗ(тв) + 2НС1(водн) (7а)
ЫНз(водн) + НС1(водн) = 1\1Н4С1(водн) (8)
Обычно, помимо экстракции растворителем меди, рафинат экстракции растворителем меди можно подвергнуть удалению остаточной меди путем осаждения с помощью суспензии гидроксида кальция. Осадок атакамита отделяют с помощью сгустителей и/или фильтров и затем подают рециклом на стадию выщелачивания.
4СиС12(водн) + ЗСа(ОН)2(тв) = 2Си2С1(ОН)3(тв) + ЗСаС12(водн) (7Ь)
Экстракция кобальта.
Способ может включать стадию экстракции кобальта из второго и/или третьего и/или четвертого раствора, с получением таким образом второго потока, содержащего кобальт, и пятого раствора, содержащего хлорид аммония и никель. Кобальт извлекают с помощью жидкость-жидкостной экстракции путем приведения раствора, содержащего кобальт, в контакт с одним или несколькими экстракционными реагентами, разбавленными в углеводородном растворителе, и где механизм экстракции основан на катионном обмене. Обычно данный способ содержит одну или более экстракций растворителем кобальта и каждая из них содержит от 2 до 6 стадий экстракции, от 1 до 3 стадий помывки и от 1 до 4 стадий реэкстрагирования. Извлечение кобальта можно выполнять с помощью ионообменной смолы.
При экстракции кобальта кобальт отделяют от никеля и, в тоже время, металлы, мешающие дальнейшим процессам, такие как марганец, цинк, железо и медь, экстрагируют из второго/третьего/четвертого раствора. Водный второй/ третий/четвертый раствор смешивают с органической фазой в смесителе-отстойнике. Органическая фаза содержит экстракционный реагент и разбавитель, такой как керосиновый разбавитель. Например, на этой стадии можно использовать промышленное экстрагирующее вещество Суапех 272 от Су1ес 1пби51пе5 1пс. В качестве активного компонента Суапех 272 содержит бис-(2,4,4-триметилпентил)фосфиновую кислоту. Любые другие реагенты или смеси реагентов, в которых экстракция основана на механизме катионного обмена, также подходят для этого способа. Экстракционный реагент предварительно нейтрализуют на отдельной стадии, чтобы избежать локальных повышений рН и осаждений. В течение экстракции также можно подавать аммиачный раствор непосредственно в смесители.
КН(орг) + 1ЧН3(водн) = ΠΝΗ4(ορΓ) (9)
Экстрагируемые металлы перемещают в органическую фазу согласно приведенному ниже уравнению.
МеС12(водн) + 2ΚΝΗ4(ορΓ) = МеК2(орг) + 2 N Н4С 1( вод н) (10)
Небольшое количество кальция экстрагируется в органическую фазу и ее промывают соляной кислотой и/или небольшим количеством раствора, получающегося от реэкстрагирования на стадии промывки после экстракции. Кобальт и другие металлы реэкстрагируют обратно в водную фазу с помощью соляной кислоты или серной кислоты. Это раствор продукта, не содержащий никеля и кобальта, можно извлечь, используя различные способы.
МеК2(орг) + НС1(водн) = 2ГСН(орг) +МеС12(водн) (11)
Остатки экстрационного реагента удаляют из экстракционного рафината так, что они не переносятся в экстракцию никеля. Это можно выполнить, например, с помощью промывки керосином и/или фло- 6 030289
тации и/или адсорбции. После этого раствор транспортируют, например, путем перекачивания, в экстракцию никеля.
Экстракция никеля.
Способ может включать стадию экстракции никеля из пятого раствора, с получением таким образом третьего потока, содержащего никель, и шестого раствора, содержащего хлорид аммония. Содержащийся в растворе никель очищают с помощью жидкость-жидкостной экстракции. Обычно способ содержит одну или более экстракций растворителем никеля и каждая из них содержит от 2 до 6 стадий экстракции, от 1 до 3 стадий промывки и от 1 до 4 стадий реэкстрагирования.
Водный раствор смешивают с органической фазой. Органическая фаза содержит экстрагирующий реагент и органический разбавитель. Например, на этой стадии можно использовать промышленное экстрагирующее вещество Уегзайс 10. Его активным компонентом является третичная карбоновая кислота, которая в целом содержит 10 атомов углерода. Для этого способа также подходят любые другие реагенты или смеси реагентов, в которых экстракция основана на механизме катионного обмена. Реагент предварительно нейтрализуют аммиаком так, как это выполняют в связи с экстракцией кобальта, или аммиак подают непосредственно в смесители. Никель экстрагируют в противоточных смесителях-отстойниках, обычно противоточных. Также с никелем экстрагируется небольшое количество кальция. Однако, количество экстрагированного кальция можно минимизировать с помощью наличия конечной загрузки никеля в органической фазе, составляющей от 70 до 98% от экспериментально определенной максимальной загрузки никеля. Высокая загрузка никеля позволяет никелю замещать кальций в органической фазе. Металлы экстрагируют в соответствии со следующим уравнением, в котором К является органическим веществом, экстрагирующим с помощью катионного обмена.
МеС12(водн) + 2ΠΝΗ4(ορΓ) = МеП2(орг) + 21ЧН4С1(водн) (12)
Большую часть кальция и аммония, экстрагированных в органическую фазу, промывают соляной кислотой. Содержание кальция необходимо понижать настолько низко, чтобы на следующей стадии промывки не происходило осаждения гипса. Большую часть кальция реэкстрагируют из органической фазы так, что максимальная концентрация кальция в водном растворе следующей стадии промывки составляет менее 0,6 г/л. Промывочный раствор закачивают обратно в экстракцию, а органическую фазу в следующую стадию промывки.
СаП2(орг) + НС1(водн) = 2ПН(орг) + СаС12(водн) (13)
На следующей стадии промывки остаток кальция, хлорида и аммония промывают разбавленным раствором из электролиза никеля. Рассматриваемый промывочный раствор содержит серную кислоту и сульфат никеля. Промывочный раствор закачивают в выщелачивание или регенерацию соляной кислотой. Органическую фазу направляют на реэкстрагирование, в которое также закачивают анолит из электролиза никеля. Никель перемещают в водную фазу и из нее никель извлекают электролизом в виде катода.
1\||Н2(орг) +Н24(водн) = 2ПН(орг) + 1\||5О4(водн) (14)
Регенерация аммиака.
Хлорид аммония образуется как побочный продукт в растворе способа при сульфидном осаждении меди и на всех экстакции растворителем. Обычно аммиак используют в любой из жидкостьжидкостных экстракций для предварительной нейтрализации молекулы экстрагирующего металл вещества. Обычно аммиак подают непосредственно в жидкость-жидкостные экстракции для нейтрализации соляной кислоты, которая образуется в реакциях экстракции.
Обычно содержащий кальций реагент на стадии ν) настоящего способа является оксидом кальция и/или гидроксидом кальция.
Обычно на стадии регенерации аммиака температура составляет от 25 до 100°С и давление составляет от 7 до 200 кПа.
Обычно аммиак реэкстрагируют из раствора в газовую фазу, используя пар на стадии регенерации аммиака.
Обычно раствор хлорида кальция из регенерации аммиака смешивают с раствором серной кислоты так, что образуются гипс и раствор соляной кислоты.
Способ включает стадию регенерации шестого раствора, содержащего хлорид аммония, путем приведения раствора в контакт с СаО и/или Са(ОН)2 с получением газообразного аммиака и седьмого водного раствора, содержащего хлорид кальция. Хлорид аммония (N114С1) образуется как побочный продукт в технологическом растворе при сульфидном осаждении меди и на стадиях экстракции. Хлорид аммония регенерируют в аммиак с помощью оксида кальция или гидроксида кальция. В тоже время, другие двухили трехвалентные металлы, присутствующие в растворе, осаждаются в виде гидроксидов.
N Н4С1(вод н) + Са(ОН)2(тв) = N Н3(газ) + СаС12(водн) (15)
Са(ОН)2(тв) + МеС12(водн) = Ме(ОН)2(тв) + СаС12(водн), (16)
где Ме = Мд, Νΐ...
Температура кипения аммиака ниже температуры кипения воды, поэтому аммиак можно реэкстра- 7 030289
гировать из раствора в газовую фазу с помощью водяного пара. Другими словами, давление паров аммиака выше давления паров воды при определенном давлении и температуре, поэтому аммиак можно реэкстрагировать из раствора в газовую фазу с помощью пара. Реэкстрагирование аммиака можно выполнять, например, в колонне. Пар охлаждают в конденсаторе и образованный в ней аммиак рециркулируют для использования в извлечении меди, то есть в сульфидном осаждении меди, или в экстракции меди, в экстракции кобальта и/или экстракции никеля. Аммиак подают на стадии экстракции, чтобы поддерживать экстракцию. Когда выполняют регенерацию аммиака, не требуется никаких дополнительных оснований и, таким образом, уменьшается количество нейтрализующих химикатов, которые требуются при экстракции. Регулирование способа является более легким и это приводит к более высокому выходу требуемых металлов. На обычной стадии экстракции аммиак подают в смеситель смесителяотстойника, или может присутствовать отдельная фаза, на которой органическую фазу и аммиак объединяют перед смесителем.
Регенерация соляной кислоты.
Способ включает стадию приведения полученного седьмого водного раствора, содержащего хлорид кальция, в контакт с серной кислотой для осаждения гипса и получения раствора соляной кислоты. На предшествующих стадиях способа в качестве побочных продуктов образуются либо хлорид аммония, либо хлорид кальция. При регенерации аммиака реагирует хлорид аммония и образуется хлорид кальция, так что раствор, поступающий в регенерацию соляной кислоты, в принципе содержит только хлорид кальция. Обычно раствор, поступающий на регенерацию соляной кислоты, в основном содержит хлорид кальция. Серную кислоту подают в один или более реакторов, в которых образуются гипс и соляная кислота. Серную кислоту медленно подают на стадию через несколько точек и, таким образом, улучшают качество осаждения. Образованную суспензию подают в фильтр, в котором отделяют гипс, и соляную кислоту подают рециклом обратно на стадию выщелачивания данного способа.
СаС12(водн) + Н2ЗО4(водн) + 2Н2О = 2НС1(водн) + СаЗО4*2Н2О(тв) (17)
Обычно температуру реакторов поддерживают ниже температуры кипения серной кислоты, обычно ниже 100°С, обычно в интервале от 25 до 80°С, предпочтительно в интервале от 40 до 65°С, более конкретно от 30 до 60°С, так что осаждающееся соединение кальция является гипсом, Са8О4-2Н2О. В таком случае, размер частиц твердых веществ является более высоким и их способность к фильтрованию лучше. Серную кислоту подают в реакторы так, что содержание кальция после конечного реактора составляет от 15 до 40 г/л Са, обычно от 15 до 40 г/л. Осаждающийся гипс является очень чистым, так как при этой концентрации кислоты, составляющей от 50 до 180 г/л НС1, не осаждаются другие металлы. Обычно раствор хлорида кальция из регенерации аммиака смешивают с раствором серной кислоты, так что образуются гипс и соляная кислота. Обычно температура регенерации соляной кислоты составляет от 25 до 80°С и концентрация серной кислоты в растворе серной кислоты составляет от 25 до 99%. Обычно концентрация кальция в растворе после регенерации соляной кислоты составляет от 10 до 40 г/л.
Настоящее изобретение также относится к устройству извлечения металлов из содержащих металл исходных материалов, содержащему:
ί) блок выщелачивания, выполненный с возможностью выщелачивания содержащего металл исходного материала в выщелачивающем растворе на основе хлорида;
ίί) оборудование, выполненное с возможностью отведения из блока (ί) выщелачивания водного раствора хлорида с растворенными металлами;
ίίί) блок извлечения металла, выполненный с возможностью извлечения ценного металла из водного раствора хлорида;
ίν) блок нейтрализации, выполненный с возможностью нейтрализации содержания соляной кислоты в водном растворе хлорида в блоке извлечения металла с помощью добавления гидролизованного аммиака в технологический раствор так, что образуется хлорид аммония;
ν) блок регенерации аммония и оборудование для отведения содержащего хлорид аммония технологического раствора в блок регенерации аммония, в котором добавляют содержащий кальций реагент для образования хлорида кальция и газообразного аммиака, и оборудование для подачи аммиака рециклом обратно в блок (ίίί) извлечения металла;
νί) блок регенерации, выполненный с возможностью регенерации раствора СаС12 с помощью Н24, и оборудование для подачи водного раствора НС1 рециклом на стадию (ί) выщелачивания. Подходящее оборудование для регенерации кислоты включает, например, реактор, охлаждающее оборудование, отделение твердого вещества от жидкости, обычно с помощью сгустителя и/или фильтра, и оборудование для рецикла твердого вещества для гипсовых затравок.
Согласно одному воплощению изобретения блок извлечения металла содержит оборудование, выполненное с возможностью извлечения меди с помощью жидкость-жидкостной экстракции путем приведения второго раствора в контакт с реагентом на основе гидроксиоксима, разведенного в разбавителе, таком как керосин. Подходящее оборудование включает, например, один или несколько смесителейотстойников для каждой стадии при извлечении меди, и потоки фаз в этих устройствах направлены противотоком. Стадиями при извлечении меди являются стадия экстракции, стадия промывки и стадия ре- 8 030289
экстрагирования.
Согласно одному воплощению изобретения блок извлечения металла содержит оборудование, выполненное с возможностью извлечения меди путем ионного обмена.
Согласно одному воплощению изобретения блок извлечения металла содержит оборудование, выполненное с возможностью извлечения меди путем осаждения сульфида меди с использованием сульфида водорода. Подходящее оборудование включает, например, реактор, отделение твердого вещества от жидкости, обычно выполняемое с помощью сгустителя и/или фильтра, и оборудование для рецикла твердого вещества для затравок.
Согласно одному воплощению изобретения блок извлечения металла содержит оборудование, выполненное с возможностью экстракции кобальта путем приведения третьего раствора в контакт с экстракционным реагентом, разведенным в разбавителе, таком как керосин. Подходящее оборудование включает, например, один или несколько смесителей-отстойников для каждой стадии при извлечении кобальта, и потоки фаз в этих устройствах направлены противотоком. Стадиями при извлечении кобальта являются стадия экстракции, стадия промывки раствором соляной кислоты и/или промывки небольшим количеством раствора продукта из стадии реэкстрагирования, стадия реэкстрагирования и возможная стадия удаления органики из рафината.
Согласно одному воплощению изобретения блок извлечения металла содержит оборудование, выполненное с возможностью извлечения кобальта путем ионного обмена.
Согласно одному воплощению изобретения блок извлечения металла содержит оборудование, выполненное с возможностью экстракции никеля путем приведения четвертого раствора в контакт с экстракционным реагентом. Подходящее оборудование включает, например, один или несколько смесителей-отстойников для каждой стадии при извлечении никеля, и потоки фаз в этих устройствах направлены противотоком. Стадиями при извлечении никеля являются стадия экстракции, стадия промывки раствором соляной кислоты и/или стадия промывки небольшим количеством раствора продукта из стадии реэкстрагирования, стадия реэкстрагирования и возможная стадия удаления органики из рафината.
Согласно одному воплощению изобретения блок извлечения металла содержит оборудование, выполненное с возможностью извлечения никеля путем ионного обмена.
Согласно одному воплощению изобретения блок извлечения металла также может представлять собой блок ионного обмена.
Список используемых позиций на чертежах:
1 - исходный материал,
2 - стадия выщелачивания,
3 - стадия осаждения,
4 - стадия извлечения металла,
5 - стадия осаждения меди,
6 - стадия экстракции меди,
7 - стадия экстракции кобальта,
8 - стадия экстракции никеля,
9 - стадия регенерации ΝΗ3,
10 - стадия регенерации кислоты,
11 - сульфид меди,
12 - электровыделение меди,
13 - стадия осаждения кобальта,
14 - электровыделение никеля,
15 - конденсация аммиака,
16 - остаток примесей,
17 - извлекаемый металл(ы),
20 - выщелачивающий раствор на основе хлорида,
21 - кислородсодержащий газ,
22 - остаток выщелачивания,
23 - первый раствор,
31 - нейтрализующий содержащий кальций химикат,
33 - второй раствор,
50 - сульфид водорода,
53 - четвертый раствор,
61 - аммиачная вода,
71 - аммиачная вода,
73 - пятый раствор,
81 - аммиачная вода,
83 - (шестой) раствор из извлечения металла,
90 - оксид кальция,
91 - гидроксид кальция,
- 9 030289
92 - пар,
93 - (седьмой) раствор, содержащий хлорид кальция,
101 - серная кислота,
102 - соляная кислота,
103 - рециркулированная соляная кислота,
104 - гипс,
151 - отходящий газ.
Фиг. 1 представляет собой пример воплощения способа по изобретению в общей форме, в котором способ включает подачу исходного материала 1, выщелачивающего раствора 20 на основе хлорида и кислородсодержащего газа 21 на стадию 2 выщелачивания, на которой выщелачивают исходный материал, и остаток 22 от выщелачивания отделяют от раствора и отводят из стадии 2 выщелачивания. Первый раствор 23 отводят из стадии 2 выщелачивания и подают на возможную стадию 3 осаждения, так как способ включает возможную стадию 3 осаждения железа и других примесей из раствора. Кислородсодержащий газ 21 и нейтрализующий содержащий кальций химикат 31 подают на стадию 3 осаждения. Железо и другие примеси отводят из стадии 3 осаждения в виде остатка примесей 16. Второй раствор 33 отводят из стадии 3 осаждения и подают на стадию 4 извлечения металла. Аммиачную воду 61 подают на стадию извлечения металла, и металл(ы) 17 отводят из стадии 4 извлечения металла. Раствор 83 отводят из стадии 4 извлечения металла и подают на регенерацию 9 ΝΗ3. Оксид кальция 90 или гидроксид кальция 91 также подают на регенерацию 9 ΝΗ3. Регенерированный аммиак отводят и подают на конденсацию 15 аммиака, из которой конденсированный аммиак подают на извлечение 4 металла в виде аммиачной воды 61. Раствор 93, содержащий хлорид кальция, отводят из регенерации 9 ΝΗ3 и подают на регенерацию 10 кислоты, куда также подают серную кислоту 101. Соляную кислоту 102 и гипс 104 отводят из регенерации кислоты и/или соляную кислоту 103 рециркулируют и подают на стадию 2 выщелачивания.
Фиг. 2 является примером воплощения способа по изобретению, в котором способ включает подачу исходного материала 1, выщелачивающего раствора 20 на основе хлорида и кислородсодержащего газа 21 на стадию 2 выщелачивания, на которой выщелачивают исходный материал и остаток 22 от выщелачивания отделяют от раствора и отводят из стадии 2 выщелачивания. Первый раствор 23 отводят из стадии 2 выщелачивания и подают в возможную стадию 3 осаждения, так как способ включает возможную стадию 3 осаждения железа и других примесей из раствора. Кислородсодержащий газ 21 и нейтрализующий содержащий кальций химикат 31 подают на стадию 3 осаждения. Железо и другие примеси отводят из стадии 3 осаждения в виде остатка примесей 16. Второй раствор 33 отводят из стадии 3 осаждения и подают на стадию 5 осаждения меди для извлечения меди в виде сульфида меди. При необходимости может присутствовать стадия выпаривания, расположенная между стадией 3 осаждения и стадией 5 извлечения меди, и, в таком случае, третий раствор из выпаривания подают на стадию 5 осаждения меди (не показана на чертеже). Сульфид водорода 50 и аммиачную воду 61 подают на осаждение 5 меди. Сульфид меди 11 отводят из осаждения 5 меди. Из осаждения 5 меди отводят четвертый раствор 53 и подают его на экстракцию 7 кобальта. Аммиачную воду 71 подают на экстракцию кобальта и отделенный кобальт можно отвести и подать на осаждение 13 кобальта. Пятый раствор 73 отводят из экстракции кобальта и подают на экстракцию 8 никеля. Экстракцию 7 кобальта и экстракцию 8 никеля можно заменить ионным обменом 7 кобальта и/или ионным обменом 8 никеля. Аммиачную воду 81 подают в экстракцию 8 никеля и серную кислоту можно подать в экстракцию никеля из электролиза 14 никеля, где можно извлечь отделенный никель. Шестой раствор 83 отводят из экстракции 8 никеля и подают на регенерацию 9 ΝΗ3. Оксид кальция 90 или гидроксид кальция 91 также подают на регенерацию 9 ΝΗ3. Аммиак реэкстрагируют в газовую фазу путем добавления на регенерацию аммиака пара 92. Регенерированный, газообразный аммиак отводят и подают на конденсацию 15 аммиака, из которой конденсированный аммиак подают на осаждение 5 меди в виде аммиачной воды 61, экстракцию 7 кобальта в виде аммиачной воды 71 и экстракцию 8 никеля в виде аммиачной воды 81. Отходящий из конденсации аммиака газ 151 направляют на мокрую очистку газа. Седьмой раствор, содержащий хлорид кальция 93, отводят из регенерации 9 ΝΗ3 и подают на регенерацию 10 кислоты, куда также подают серную кислоту 101. Соляную кислоту 102 и гипс 104 отводят из регенерации кислоты и/или соляную кислоту 103 рециркулируют и подают на стадию 2 выщелачивания.
Фиг. 3 также является примером воплощения способа по настоящему изобретению и подобна способу фиг. 2, за исключением того, что извлечение меди выполняют путем экстракции 6 меди и экстрагированную и отделенную медь можно дополнительно направить в возможное электровыделение 12 меди. Альтернативно экстракцию 6 меди можно заменить ионным обменом меди.
Примеры
Пример 1а. Экстракция никеля.
Приготавливали синтетический технологический раствор из хлоридных солей кальция, магния, никеля и аммония. В эксперименте использовали промышленный экстракционный реагент Уегкайс 10, который содержит карбоновую кислоту как функциональную группу. 40 об.% раствор получали, разбавляя его алифатическим керосином §Ье1ко11 Ό70. Органическую фазу промывали один раз перед эксперимен- 10 030289
том равным объемом 1 М соляной кислоты. Концентрации металлов анализировали в эксперименте с помощью спектрометрии с индуктивно связанной плазмой (ИСП) из водных растворов. В эксперименте отбирали 10 мл образцы, которые реэкстрагировали 50 мл 3 М соляной кислоты. Концентрации металлов в органической фазе рассчитывали на основе реэкстрагированных образцов.
Экстракционный эксперимент выполняли в стеклянном реакторе со смесительной емкостью объемом 1 л, и в реакторе регулировали температуру на уровне 50°С. В реактор добавляли 250 мл органической фазы и 375 мл водной фазы. Растворы перемешивали до тех пор, пока рН не устанавливали с помощью аммиака на уровне 5,1. Перемешивание продолжали в течение 1 мин, после чего перемешивание останавливали и фазы оставляли разделяться. Образец отбирали из обеих фаз. 230 мл загруженной органической фазы отмеряли в делительную воронку и также добавляли 11,5 мл 1 М соляной кислоты. После встряхивания в течение 10 мин фазы разделялись и образцы отбирали из обеих фаз. После этого 140 мл промытой органической фазы отмеряли в делительную воронку и также добавляли промывочный раствор, который содержал 13,3 г/л Νί и 6,3 г/л Н24. Растворы встряхивали в течение 10 мин, фазы разделялись и образец отбирали из обеих. Результаты анализа и вычисленная из них концентрация металла в органической фазе представлены в табл. 1. Из нее можно видеть, что можно экстрагировать никель из хлоридного раствора и промыть его так хорошо, что после реэкстрагирования органической фазы получают чистый раствор сульфата никеля для электролиза.
Таблица 1
Концентрации металлов при экстракции никеля
Концентрации в водной фазе Концентрации в органической фазе
Образец Са, г/л Мд, г/л Νί, г/л ΝΗ4, г/л Са, г/л Мд, г/л Νί, г/л
Перед экстракцией 84,5 0,518 40,9 11,6 0 0 0
После экстракции 83,4 0,537 23,2 н/д 0,385 0,002 29,25
После промывки НС1 7,34 0,0266 19,4 0,909 0,0425 <0,001* 28,1
После промывки ΝίδΟ4 0,34 0,0007 13,9 0,029 <0,005* <0,001* 27,60
* Ниже аналитического предела ИСП.
Пример 16.
В этом примере демонстрируют выщелачивание никелевого концентрата с одновременным осаждением железа. В эксперименте использовали никелевый концентрат, содержащий 4,9% Νί, 0,27% Со, 50,5% Ре, 36,2% 8 и 1,6% Аз. Основными минералами являлись магнитный колчедан, пирит, железноникелевый колчедан.
4 л хлоридного раствора, содержащего 66 г/л Са и 9 г/л Си и 150 г осажденного железа, отмеряли в 5-литровый реактор. Раствор нагревали до 95°С, после чего начинали перемешивание и 2 кг концентрата медленно добавляли в течение 4 ч. Концентрированную соляную кислоту подавали в реактор для поддержания рН между 1,6 и 1,8. Кислород подавали с расходом 500 мл/мин. Образцы отбирали из твердых веществ и раствора с заранее определенным интервалом.
Продолжительность эксперимента составляла 20 ч и после 16 ч выход никеля составлял 98% и выход кобальта составлял 83%. Остаток содержал 0,056% Νί и 0,032% Со. Железо и мышьяк осаждались в течение выщелачивания никеля и кобальта, и раствор содержал 0,17 г/л Ре и 0,004 г/л Аз. Результаты показывают выщелачивание никелевого концентрата с одновременным осаждением железа и мышьяка.
Пример 2.
Никелевый штейн выщелачивали без осаждения железа. Штейн измельчали так, что он проходил через 1-мм сито. Никелевый штейн содержал 43,8% Νί, 18,5% Си, 13,6% Ре, 0,63% Со и 20,6% 8.
5 л хлоридного раствора с 60 г/л Са, 5 г/л Си и 82 г/л НС1 добавляли в 5-литровый реактор. Реактор нагревали до температуры 95°С, начинали перемешивание и подавали кислород с расходом 500 мл/мин. В реактор медленно подавали 535 г никелевого штейна в течение 2 ч. В течение эксперимента добавляли 286 мл концентрированной соляной кислоты для поддержания конечной концентрации кислоты на уровне 5-20 г/л НС1.
Выходы составляли 97,8% для никеля, 95% для меди, 97% для кобальта и 99% для железа спустя 14
ч. Остаток содержал 80,2% серы. Концентрации металлов в растворе составляли 45 г/л Νί, 20 г/л Си, 0,5 г/л Со, 12,3 г/л Ре и 0,026 г/л Аз. Результаты показывают выщелачивание Νί, Си, Со и Ре при низком рН.
Пример 3.
Раствор из примера 2 использовали для эксперимента по осаждению железа. 3,07 л раствора при температуре 80°С нейтрализовали суспензией Са(ОН)2 в реакторе с перемешиванием. Добавление суспензии Са(ОН)2 медленно выполняли в течение 4 ч для получения лучшего железного фильтрационного осадка с небольшим количеством примесей. Спустя 1,5 ч при рН 1,2 мышьяк уже был осажден, и его концентрация была ниже аналитического предела ИСП. Конечный рН составлял 2,6 спустя 4 ч. Раствор содержал только 14,8 мг/л Ре и 149 мг/л 8. Сухая масса железного осадка составляла 64,56 г и он содер- 11 030289
жал 54,6% Ре, <0,01% Со, 0,068% Νί и 0,4% Си.
Пример 4.
Медь экстрагировали из хлоридного раствора с помощью промышленного реагента на основе гидроксиоксима. Органическая фаза содержала 40 об.% реагента Б1Х 984Ν, разбавленного керосином 8йе11δθ1 Ώ70. Водная фаза содержала 21,2 г/л Си, 106 г/л Са, 1,1 г/л Со, 0,06 г/л Ре, 1,3 г/л Мд и 50 г/л Νί. Эксперимент проводили в стеклянном реакторе объемом 1 л. Равные объемы водной и органической фаз добавляли в реактор. Раствор нагревали до температуры 40°С. Фазы перемешивали и 10 мл образцы отбирали из водной фазы после того, как фазы были разделены. Без какого-либо регулирования рН экстракция меди в органическую фазу составляла только 17%. В реактор добавляли аммиак и образцы отбирали при различных значениях равновесного рН. Из фиг. 3 можно видеть, что экстракция меди значительно возрастает при повышенном рН. Экстракция меди невозможна экономически целесообразным способом без регулирования рН в течение экстракции.
Пример 5.
В следующем примере кобальт и никель отделяли путем экстракции растворителем. Вредные для электролиза никеля примеси, такие как марганец, также удаляли из раствора при экстракции растворителем кобальта. Изготавливали синтетический технологический раствор из хлоридных солей Са, Мд, Νί, Со, Мп и ΝΗ4. Концентрации металлов показаны в табл. 1, и концентрация аммония составляла 9,5 г/л. В эксперименте использовали промышленную экстрагирующую фосфиновую кислоту с торговым наименованием Суапех 272. Реагент разбавляли до 16 об.% в керосине ЗПе11зо1 И70. Органическую фазу промывали один раз равным объемом 1 М соляной кислоты. Концентрации металлов в эксперименте анализировали из водных растворов. В экспериментах 10 мл образцы отбирали из органической фазы и их реэкстрагировали 50 мл 3 М соляной кислоты. Концентрацию металла в органической фазе рассчитывали из массового баланса на основе анализа реэкстрагирования образца.
Экстракцию растворителем выполняли в стеклянном реакторе с обогревающей рубашкой при температуре 50°С. В реактор добавляли 500 мл органической фазы и 500 мл водной фазы. Начинали перемешивание и рН регулировали на уровне 3,8 путем добавления аммиака. Целевой рН поддерживали в течение 1 мин, после чего перемешивание останавливали и фазы разделялись. Образцы отбирали из обеих фаз.
Совместно экстрагированный Νί и значительную часть кальция и магния удаляли путем промывки обогащенной органической фазы 3 М соляной кислотой. 480 мл органической фазы и 16 мл 3 М соляной кислоты смешивали в делительной воронке. Воронку встряхивали в течение 10 мин и после этого фазы разделялись. Образцы отбирали из обеих фаз.
Результаты показаны в табл. 2. Отделение кобальта от никеля может быть превосходным. Если требуется дополнительное удаление кальция, органическую фазу можно промыть раствором хлорида кобальта, после чего кобальт можно реэкстрагировать и осадить в виде подходящего продукта. Промывные растворы можно подавать рециклом обратно в экстракцию или в другое место способа.
Таблица 2
Концентрации в водной фазе Концентрации в органической фазе
Образец Со, г/л Са, г/л Мд, г/л Мп, г/л Νί, г/л Со, г/л Са, г/л Мд, г/л Мп, г/л Νί, г/л
Перед экстракцией 0,94 85,3 1,06 0,08 41,60 0 0 0 0 0
После экстракции 0,14 84,4 0,92 0,01 41,60 0,95 1,98 0,17 0,08 0,029
После промывки НС1 4,66 49,2 4,15 0,14 0,64 0,79 0,31 0,01 0,08 <0,005*
* Ниже аналитического предела ИСП.
Пример 6.
Получение чистого раствора сульфата никеля из раствора концентрированного никеля и хлорида кальция путем экстракции растворителем продемонстрировано с помощью периодических экспериментов. Изготавливали синтетический технологический раствор из хлоридных солей Са, Мд, Νί и ΝΗ4. Реагент экстракции растворителем представлял собой Уе^аПс 10, который содержит карбоновую кислоту как функциональную группу. Реагент разбавляли до 40 об.% путем добавления керосина ЗПе11зо11 И70, который состоит из алифатических углеводородов. Органическую фазу предварительно обрабатывали аналогично примеру 4. Отбор образцов, реэкстрагирование образцов и расчет концентраций в органической фазе также выполняли таким же образом, как в примере 5.
Экстракцию растворителем выполняли в стеклянном реакторе с обогревающей рубашкой при температуре 50°С. В реактор добавляли 250 мл органической фазы и 375 мл водной фазы. Начинали перемешивание и рН регулировали на уровне 5,1 путем добавления аммиака. Целевой рН поддерживали в течение 1 мин, после чего перемешивание останавливали и фазы разделялись. Образцы отбирали из обеих фаз.
- 12 030289
Обогащенную органическую фазу сперва промывали соляной кислотой для удаления большей части включенного кальция и аммиака. 230 мл обогащенной органики и 11,5 мл 1 М соляной кислоты добавляли в делительную воронку. Воронку встряхивали в течение 10 мин и после этого фазы разделялись. Образцы отбирали из обеих фаз. Вторую промывку осуществляли разбавленным электролитом сульфата никеля, который содержал 13,3 г/л Νί и 6,3 г/л Н2ЗО4. 140 мл уже один раз очищенной органической фазы добавляли в делительную воронку с 14 мл промывного раствора сульфата никеля. Воронку встряхивали в течение 10 мин, фазы разделялись и образцы отбирали из обеих фаз.
Анализы и концентрации в органической фазе показаны в табл. 3. Никель можно экстрагировать из раствора хлорида кальция и очистить так, чтобы он соответствовал требованиям электролиза никеля. Промышленные способы имеют множество стадий экстракции, которые увеличивают выход никеля при экстракции.
Таблица 3
Концентрации металлов при экстракции растворителем никеля
Концентрации в водной фазе Концентрации в
органической зазе
Образец Са, г/л Мд, г/л Νί, г/л ΝΗ4, г/л Са, г/л Мд, г/л Νί, г/л
Перед экстракцией 84,5 0,518 40,9 11,6 0 0 0
После экстракции 83,4 0,537 23,2 н/о 0,385 0,002 29,25
После промывки НС1 7,34 0,0266 19,4 0,909 0,0425 <0,001* 28,1
После промывки ΝίδΟ4 0,34 0,0007 13,9 0,029 <0,005* <0,001* 27,60
* Ниже аналитического предела ИСП.
Пример 7.
Регенерацию аммиака испытывали с помощью реэкстрагирования газообразным азотом в 2литровом стеклянном реакторе. Реактор содержал 400 мл суспензии с 76,65 г гидроксида кальция. Суспензию перемешивали и нагревали до температуры 92°С. 400 мл раствора, содержащего 105 г ΝΗ4Ο1, добавляли в реактор за 30 с. Согласно стехиометрии в уравнении в этом эксперименте существовал 5,4% избыток гидроксида кальция по сравнению с хлоридом аммония. В течение эксперимента наблюдали обильное образование пены, указывающее на образование газообразного аммиака. В реактор подавали поток газообразного азота, составляющий 500 мл/мин. Спустя 10 мин поток газа останавливали и реактор оставляли охлаждаться.
Отбирали образец раствора и анализировали концентрацию аммония с помощью ионоселективного электрода. Образец буферизировали так, что весь аммиак существовал в виде ионов аммония. Концентрация аммония составляла 4,3 г/л. Твердые остатки собирали и сушили. Масса твердого остатка составляла 6,07 г. Не прореагировало только 7,9% Са(ОН)2 и, учитывая избыток гидроксида кальция и инертные примеси в гидроксиде кальция, прореагировало почти стехиометрическое количество гидроксида кальция.
Пример 8.
Соляную кислоту регенерировали из раствора хлорида кальция в непрерывном эксперименте. Экспериментальные установки состояли из трех реакторов, объем каждого из которых составлял 2 л. Раствор хлорида кальция закачивали в первый реактор. Раствор содержал 152 г/л Са, 3,2 г/л Να, 0,17 г/л Мд и 4 г/л ΝΗ4. 50 мас.% серную кислоту закачивали в первые два реактора. Температура в каждом реакторе составляла 50°С. Выход из последнего реактора фильтровали и раз в 15 мин порцию 50 г влажного осадка на фильтре направляли рециклом обратно в первый реактор.
Концентрация соляной кислоты составляла 158 г/л, и содержание твердого вещества составляло 380 г/л на выходе из последнего реактора после 65 ч эксперимента. Расходы подачи раствора хлорида кальция и серной кислоты составляли 1400 и 580 мл/ч соответственно. Это соответствует примерно 3 ч времени пребывания. Дифракция рентгеновских лучей показала, что осадок представлял собой гипс. Содержание влаги в гипсовом осадке составляло 25-30%. Способность к фильтрации составляла 2770 кг/м2/ч в пересчете на сухое вещество.
Специалисту очевидно, что по мере развития техники концепцию изобретения можно осуществить различными способами. Изобретение и его воплощения не ограничены описанными выше примерами, но могут изменяться в пределах объема формулы изобретения.
- 13 030289

Claims (35)

  1. ФОРМУЛА ИЗОБРЕТЕНИЯ
    1. Способ извлечения ценных металлов из содержащих металл исходных материалов, включающий стадии:
    ί) выщелачивания содержащего металл исходного материала в выщелачивающем растворе на основе хлорида;
    ίί) отведения со стадии (ί) выщелачивания водного раствора хлорида с растворенными металлами; ίίί) извлечения ценного металла из водного раствора хлорида на технологической стадии извлечения металла при добавлении гидролизованного аммиака в технологический раствор для нейтрализации содержания соляной кислоты в водном растворе хлорида на технологической стадии извлечения металла с образованием хлорида аммония;
    ίν) отведения содержащего хлорид аммония технологического раствора на стадию регенерации аммиака, на которой добавляют содержащий кальций реагент для образования хлорида кальция и газообразного аммиака, и подачи аммиака рециклом обратно на технологическую стадию (ίίί) извлечения металла;
    ν) регенерации раствора СаС12 с помощью Н2§04 так, что получают водный раствор НС1 для подачи рециклом на стадию (ί) выщелачивания.
  2. 2. Способ по п.1, в котором исходный материал выбирают из группы, включающей неблагородные металлы, такие как содержащие никель и кобальт латеритные руды, содержащие металлические медь, кобальт и никель сырьевые материалы, окисленный материал, содержащий, например, никель, кобальт и медь, содержащий никель сульфидный материал, содержащий по меньшей мере один другой металл, выбранный из группы, состоящей из кобальта, меди и железа, осадок Νίδ, никелевый штейн, содержащий сульфат металла водный раствор, в котором металлы выбраны из группы, состоящей из кобальта, меди, никеля и железа, концентрат сульфида никеля и их смеси.
  3. 3. Способ по любому из предшествующих пунктов, в котором температура на стадии выщелачивания составляет от 80°С до температуры кипения раствора, предпочтительно от 80 до 104°С и более предпочтительно от 80 до 99°С.
  4. 4. Способ по любому из предшествующих пунктов, в котором извлекаемый ценный металл выбран из группы, состоящей из меди, кобальта и никеля.
  5. 5. Способ по любому из предшествующих пунктов, в котором восстанавливающий агент, такой как измельченный никелевый штейн, подают в выщелачивающий раствор на основе хлорида.
  6. 6. Способ по п.5, в котором извлекают золото и металлы платиновой группы предпочтительно путем осаждения в остаток от выщелачивания и извлечения их из остатка от выщелачивания.
  7. 7. Способ по любому из предшествующих пунктов, в котором концентрация хлорида на стадии выщелачивания составляет от 100 до 350 г/л.
  8. 8. Способ по любому из предшествующих пунктов, в котором рН на стадии выщелачивания составляет от -0,5 до 1,5, так что выщелачивают железо и отделяют остаток от выщелачивания, после чего железо осаждают при рН от 1,5 до 2,6 с помощью содержащего кальций нейтрализующего агента.
  9. 9. Способ по любому из пп.1-7, в котором рН на стадии выщелачивания составляет от 1,5 до 2,6, так что железо осаждается во время выщелачивания.
  10. 10. Способ по любому из предшествующих пунктов, в котором полная концентрация серы в виде сульфата после осаждения железа составляет от 0,1 до 1 г/л.
  11. 11. Способ по любому из пп.4-10, в котором извлекаемый ценный металл представляет собой медь и извлечение меди выполняют с помощью экстракции путем приведения содержащего медь раствора в контакт с реагентом на основе гидроксиоксима, разведенного в углеводородном растворителе.
  12. 12. Способ по п.11, в котором способ включает одну или более экстракций меди растворителем и каждая из них содержит от 1 до 3 стадий экстракции, от 1 до 3 стадий промывки и от 1 до 3 стадий реэкстрагирования.
  13. 13. Способ по любому из пп.11 или 12, в котором медь в рафинате экстракции меди осаждают в виде атакамита при рН от 2,5 до 5.
  14. 14. Способ по любому из пп.4-10, в котором извлекаемый ценный металл представляет собой кобальт, который извлекают с помощью экстракции растворителем путем приведения содержащего кобальт раствора в контакт с одним или несколькими экстракционными реагентами, разведенными в углеводородном растворителе, и в котором механизм экстракции основан на катионном обмене.
  15. 15. Способ по п.14, в котором способ включает одну или более экстракций кобальта растворителем и каждая из них содержит от 2 до 6 стадий экстракции, от 1 до 3 стадий промывки и от 1 до 4 стадий реэкстрагирования.
  16. 16. Способ по любому из пп.4-10, в котором извлекаемый ценный металл представляет собой кобальт и извлечение кобальта выполняют с помощью ионообменной смолы.
  17. 17. Способ по любому из пп.4-10, в котором извлекаемый ценный металл представляет собой никель, который извлекают с помощью экстракции растворителем путем приведения содержащего никель
    - 14 030289
    раствора в контакт с одним или несколькими экстракционными реагентами, разведенными в углеводородном растворителе, и в котором механизм экстракции основан на катионном обмене.
  18. 18. Способ по п.17, в котором способ включает одну или более экстракций никеля растворителем и каждая из них содержит от 2 до 6 стадий экстракции, от 1 до 3 стадий промывки и от 1 до 4 стадий реэкстрагирования.
  19. 19. Способ по любому из пп.11-18, в котором экстрагирующее металл вещество, используемое в любой из экстракций растворителем, предварительно нейтрализуют аммиаком.
  20. 20. Способ по любому из пп.11-19, в котором аммиак подают непосредственно на стадию (ΐΐΐ) извлечения металла посредством экстракций растворителем для нейтрализации соляной кислоты, которая образуется в реакциях экстракции.
  21. 21. Способ по любому из предшествующих пунктов, в котором содержащий кальций реагент на стадии (ΐν) представляет собой оксид кальция и/или гидроксид кальция.
  22. 22. Способ по любому из предшествующих пунктов, в котором на стадии регенерации аммиака температура составляет от 25 до 100°С и давление составляет от 7 до 200 кПа.
  23. 23. Способ по любому из предшествующих пунктов, в котором аммиак реэкстрагируют из раствора в газовую фазу, используя пар на стадии регенерации аммиака.
  24. 24. Способ по любому из предшествующих пунктов, в котором раствор хлорида кальция из регенерации аммиака смешивают с раствором серной кислоты, так что образуются гипс и раствор соляной кислоты.
  25. 25. Способ по любому из предшествующих пунктов, в котором температура регенерации соляной кислоты составляет от 25 до 80°С и концентрация серной кислоты в растворе серной кислоты составляет от 25 до 99%.
  26. 26. Способ по любому из предшествующих пунктов, в котором концентрация кальция в растворе после регенерации соляной кислоты составляет от 10 до 40 г/л.
  27. 27. Способ по любому из пп.4-10, в котором извлекаемый ценный металл представляет собой медь и извлечение меди выполняют с помощью жидкость-жидкостной экстракции путем приведения содержащего медь раствора в контакт с реагентом на основе гидроксиоксима, разведенного в разбавителе, таком как керосин.
  28. 28. Способ по любому из пп.4-10, в котором извлекаемый ценный металл представляет собой медь и извлечение меди выполняют путем осаждения сульфида меди с помощью сульфида водорода и/или извлечение меди выполняют путем ионного обмена.
  29. 29. Способ по любому из пп.4-10, в котором извлекаемый ценный металл представляет собой кобальт и извлечение кобальта выполняют с помощью экстракции путем приведения содержащего кобальт раствора в контакт с экстракционным реагентом, разведенным в разбавителе, таком как керосин, и/или путем ионного обмена.
  30. 30. Способ по любому из пп.4-10, в котором извлекаемый ценный металл представляет собой никель и извлечение никеля выполняют с помощью экстракции путем приведения содержащего никель раствора в контакт с экстракционным реагентом и/или путем ионного обмена.
  31. 31. Устройство для извлечения ценных металлов из содержащих металл исходных материалов посредством способа по любому из пп.1-30, содержащее:
    ί) блок выщелачивания, выполненный с возможностью выщелачивания содержащего металл исходного материала в выщелачивающем растворе на основе хлорида;
    и) оборудование, выполненное с возможностью отведения из блока (ί) выщелачивания водного раствора хлорида с растворенными металлами;
    ш) блок извлечения металла, выполненный с возможностью извлечения ценного металла из водного раствора хлорида и нейтрализации содержания соляной кислоты в водном растворе хлорида в блоке извлечения металла с помощью добавления гидролизованного аммиака в технологический раствор так, что образуется хлорид аммония;
    ΐν) блок регенерации аммиака для образования хлорида кальция и газообразного аммиака из хлорида аммония путем добавления содержащего кальций реагента, соединенный с блоком (ΐΐΐ) извлечения металла через оборудование для отведения содержащего хлорид аммония технологического раствора в блок регенерации аммиака и через оборудование для подачи полученного аммиака рециклом обратно в блок (ΐϊϊ) извлечения металла;
    ν) блок регенерации, выполненный с возможностью регенерации раствора СаС12 с помощью Н2§04, и оборудование для подачи водного раствора НС1 рециклом в блок (ΐ) выщелачивания.
  32. 32. Устройство по п.31, в котором блок извлечения металла содержит оборудование, выполненное с возможностью извлечения меди с помощью жидкость-жидкостной экстракции путем приведения содержащего медь раствора в контакт с реагентом на основе гидроксиоксима, разведенного в разбавителе, таком как керосин, и/или оборудование, выполненное с возможностью извлечения меди путем ионного обмена.
  33. 33. Устройство по п.31 или 32, в котором блок извлечения металла содержит оборудование, выполненное с возможностью извлечения меди путем осаждения сульфида меди с использованием сульфида
    - 15 030289
    водорода.
  34. 34. Устройство по любому из пп.31-33, в котором блок извлечения металла содержит оборудование, выполненное с возможностью экстракции кобальта путем приведения содержащего кобальт раствора в контакт с экстракционным реагентом, разведенным в разбавителе, таком как керосин, и/или оборудование, выполненное с возможностью извлечения кобальта путем ионного обмена.
  35. 35. Устройство по любому из пп.31-34, в котором блок извлечения металла содержит оборудование, выполненное с возможностью экстракции никеля путем приведения содержащего никель раствора в контакт с экстракционным реагентом, и/или оборудование, выполненное с возможностью извлечения никеля путем ионного обмена.
EA201592041A 2013-05-23 2014-05-22 Способ извлечения металлов EA030289B1 (ru)

Applications Claiming Priority (2)

Application Number Priority Date Filing Date Title
FI20135556A FI125216B (en) 2013-05-23 2013-05-23 Process for the recovery of metals
PCT/FI2014/050399 WO2014188077A1 (en) 2013-05-23 2014-05-22 Method for recovering metals

Publications (2)

Publication Number Publication Date
EA201592041A1 EA201592041A1 (ru) 2016-05-31
EA030289B1 true EA030289B1 (ru) 2018-07-31

Family

ID=51059485

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
EA201592041A EA030289B1 (ru) 2013-05-23 2014-05-22 Способ извлечения металлов

Country Status (13)

Country Link
US (1) US10174400B2 (ru)
EP (1) EP2999803B1 (ru)
KR (1) KR101787230B1 (ru)
CN (1) CN105308195A (ru)
AU (1) AU2014270210B2 (ru)
BR (1) BR112015028978B8 (ru)
CA (1) CA2912332C (ru)
CL (1) CL2015003398A1 (ru)
EA (1) EA030289B1 (ru)
FI (1) FI125216B (ru)
TR (1) TR201821160T4 (ru)
WO (1) WO2014188077A1 (ru)
ZA (1) ZA201508453B (ru)

Families Citing this family (7)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US10287210B2 (en) 2014-12-05 2019-05-14 Kercher Enterprises, Inc. Production of pellets
CN106517245B (zh) * 2016-11-23 2019-02-19 荆门市格林美新材料有限公司 一种氯化铵溶液除钴的方法
CN109913668A (zh) * 2019-03-20 2019-06-21 金川集团股份有限公司 一种从含镍负载有机中回收镍的方法
DK4010506T3 (da) * 2019-08-09 2023-07-31 Umicore Nv Fremgangsmåde til udvinding af metaller fra oxidiske malme
EP4013726A4 (en) 2019-08-13 2023-09-06 California Institute of Technology PROCESS FOR MANUFACTURING CALCIUM OXIDE OR ORDINARY PORTLAND CEMENT FROM CALCIUM-CONTAINING ROCKS AND MINERALS
CN113073207B (zh) * 2021-03-23 2022-07-22 中国恩菲工程技术有限公司 从高镁型红土镍矿中提取有价金属的方法
AU2023223959A1 (en) * 2022-02-23 2024-01-18 Green Li-Ion Pte. Ltd Processes and systems for purifying and recycling lithium-ion battery waste streams

Citations (3)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US3846117A (en) * 1972-09-13 1974-11-05 Nickel Le Method for producing high-purity nickel powder with predetermined physical characteristics
US4272492A (en) * 1979-05-31 1981-06-09 Jensen Wayne H Selective extraction and recovery of copper
AU2012203546A1 (en) * 2011-06-16 2013-01-10 Jules Victor Dubrawski Process for the Production and Regeneration of Hydrochloric Acid for Upgrading llmenite

Family Cites Families (28)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US3258332A (en) * 1962-10-16 1966-06-28 Alberta Res Council Hydrometallurgical method for selective metal removal
CA951905A (en) * 1970-05-26 1974-07-30 Paul H. Cardwell Method for separating nickel and cobalt
US3998924A (en) * 1975-08-04 1976-12-21 The Dow Chemical Company Recovery of non-ferrous metals from acidic liquors with a chelate exchange resin in presence of iron(III)
JPS5799937U (ru) * 1980-12-11 1982-06-19
DE3108444A1 (de) * 1981-03-06 1983-01-20 Vereinigte Elektrizitätswerke Westfalen AG, 4600 Dortmund Verfahren und anlage zum aufbereiten von chloride enthaltenden abwaessern
EP1165439A1 (en) 1999-01-12 2002-01-02 Western Minerals Technology Pty Ltd. Ammonia recovery
US6231823B1 (en) 2000-03-27 2001-05-15 Dynatec Corporation Solvent extraction process for the separation of cobalt from nickel in aqueous sulphate-containing solutions
AUPS201902A0 (en) 2002-04-29 2002-06-06 Qni Technology Pty Ltd Modified atmospheric leach process for laterite ores
CA2478516C (en) 2003-09-30 2007-12-11 Jaguar Nickel Inc. A process for the recovery of value metals from base metal sulfide ores
CA2560594C (en) 2004-03-25 2015-02-03 Intec Ltd Recovery of metals from oxidised metalliferous materials
US7019356B2 (en) * 2004-08-02 2006-03-28 Texas Instruments Incorporated Memory device with reduced cell area
BRPI0515145A (pt) 2004-09-13 2008-07-08 Canopean Pty Ltd processo para preparação de solução de extraente orgánica carregada com nìquel
BRPI0609546B1 (pt) * 2005-03-29 2015-06-23 Cytec Tech Corp Composição de extração por solvente e processos para extrair um metal a partir de uma solução ácida aquosa, e para melhorar a seletividade de cobre/ferro
WO2006113284A2 (en) * 2005-04-13 2006-10-26 Metals Recovery Technology Inc. Process for recovering platinum group metals, rhenium and gold
US20080011029A1 (en) * 2006-07-11 2008-01-17 Rick-Teyu Chen Lock
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
CN101428914A (zh) * 2007-11-07 2009-05-13 周新华 柠檬酸净化过程中阳离子交换树脂洗脱废液的高效处理方法
CN101285127A (zh) 2008-06-13 2008-10-15 中南大学 一种采用湿法氯化处理红土镍矿提取镍钴的方法
CN101328538A (zh) * 2008-08-04 2008-12-24 云南嘉明科技实业有限公司 一种从氧化铜钴矿中提铜钴镍的方法
CN101509072B (zh) 2009-02-18 2012-02-29 中南大学 盐酸全闭路循环法从红土镍矿中提取有价金属的方法
CN101575673B (zh) * 2009-03-11 2011-12-14 中南大学 一种从低品位复杂混合铜钴矿中提取分离铜、钴镍的方法
US8173086B2 (en) 2009-07-14 2012-05-08 Vale S.A. Process of recovery of base metals from oxide ores
CN101717110B (zh) * 2009-12-10 2011-07-20 长沙兴嘉生物工程股份有限公司 碱式氯化铜的制备方法
FI122188B (fi) 2010-03-18 2011-09-30 Outotec Oyj Hydrometallurginen menetelmä metallisen nikkelin valmistamiseksi
FI20110279A0 (fi) 2011-08-29 2011-08-29 Outotec Oyj Menetelmä metallien talteenottamiseksi niitä sisältävästä materiaalista
CN102560109A (zh) * 2011-12-26 2012-07-11 江西理工大学 一种低成本从铜钴矿中提取铜、镍、钴中间产品的方法
CN102602979B (zh) * 2012-04-01 2014-05-28 廖勇志 碱式氯化铜的制备方法
US9783428B1 (en) * 2016-04-06 2017-10-10 The Royal Institution For The Advancement Of Learning/Mcgill Univerisity Production of high strength hydrochloric acid from calcium chloride feed streams by crystallization

Patent Citations (3)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US3846117A (en) * 1972-09-13 1974-11-05 Nickel Le Method for producing high-purity nickel powder with predetermined physical characteristics
US4272492A (en) * 1979-05-31 1981-06-09 Jensen Wayne H Selective extraction and recovery of copper
AU2012203546A1 (en) * 2011-06-16 2013-01-10 Jules Victor Dubrawski Process for the Production and Regeneration of Hydrochloric Acid for Upgrading llmenite

Non-Patent Citations (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Title
AMER, S. FIGUEIREDO, J.M. LUIS, A.: "The recovery of zinc from the leach liquors of the CENIM-LNETI process by solvent extraction with di(-2-ethylhexyl)phosphoric acid", HYDROMETALLURGY., ELSEVIER SCIENTIFIC PUBLISHING CY. AMSTERDAM., NL, vol. 37, no. 3, 1 April 1995 (1995-04-01), NL, pages 323 - 337, XP004040772, ISSN: 0304-386X, DOI: 10.1016/0304-386X(94)00040-A *

Also Published As

Publication number Publication date
BR112015028978B1 (pt) 2020-12-29
ZA201508453B (en) 2016-05-25
US20160115563A1 (en) 2016-04-28
CA2912332C (en) 2017-12-05
AU2014270210A1 (en) 2015-12-17
BR112015028978A2 (pt) 2017-07-25
EP2999803A1 (en) 2016-03-30
TR201821160T4 (tr) 2019-01-21
CL2015003398A1 (es) 2016-08-26
CA2912332A1 (en) 2014-11-27
FI125216B (en) 2015-07-15
CN105308195A (zh) 2016-02-03
KR20160006214A (ko) 2016-01-18
WO2014188077A1 (en) 2014-11-27
AU2014270210B2 (en) 2017-01-12
US10174400B2 (en) 2019-01-08
BR112015028978B8 (pt) 2023-02-07
EP2999803B1 (en) 2018-10-10
KR101787230B1 (ko) 2017-10-18
EA201592041A1 (ru) 2016-05-31
FI20135556A (fi) 2014-11-24

Similar Documents

Publication Publication Date Title
US9963762B2 (en) Scandium recovery method
RU2174562C2 (ru) Способ извлечения никеля и/или кобальта (варианты)
EA030289B1 (ru) Способ извлечения металлов
AU2013362874B2 (en) Method for producing a solid scandium-containing material of enhanced scandium content
FI122188B (fi) Hydrometallurginen menetelmä metallisen nikkelin valmistamiseksi
WO2013030450A1 (en) Method for recovering metals from material containing them
JP6090394B2 (ja) 酸化スカンジウムの製造方法
CN108603247A (zh) 钪的回收方法
EA023157B1 (ru) Способ выщелачивания халькопиритового концентрата
WO1988009389A1 (en) Separation and recovery of nickel and cobalt in ammoniacal systems
AU2016374348A1 (en) Method for recovering scandium
FI120406B (fi) Menetelmä sinkkiä ja kuparia sisältävän sulfidisen materiaalin hydrometallurgiseksi käsittelemiseksi
AU2014360655B2 (en) Process for producing refined nickel and other products from a mixed hydroxide intermediate
JP7360091B2 (ja) 溶媒抽出方法およびコバルト水溶液の製造方法
CN117642519A (zh) 高纯度镍和钴化合物的产生
JP2023004393A (ja) 硫酸コバルトの製造方法
JP7389338B2 (ja) ニッケル水溶液の製造方法
JP6128166B2 (ja) 酸化スカンジウムの製造方法
KR930006088B1 (ko) 금속황화물로부터 금속과 황원소를 습식야금학적으로 회수하는 방법
CN116219171A (zh) 一种钴镍中间品回收Mg的方法
MXPA97009729A (en) Hydrometalurgical extraction of nickel and cobalt assisted by chloride, from sulf minerals

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 KZ KG TJ TM