EA044680B1 - Способ извлечения металлов из оксидных руд - Google Patents
Способ извлечения металлов из оксидных руд Download PDFInfo
- Publication number
- EA044680B1 EA044680B1 EA202290519 EA044680B1 EA 044680 B1 EA044680 B1 EA 044680B1 EA 202290519 EA202290519 EA 202290519 EA 044680 B1 EA044680 B1 EA 044680B1
- Authority
- EA
- Eurasian Patent Office
- Prior art keywords
- solution
- residue
- stage
- separating
- obtaining
- Prior art date
Links
- 238000000034 method Methods 0.000 title claims description 36
- 229910052751 metal Inorganic materials 0.000 title claims description 13
- 239000002184 metal Substances 0.000 title claims description 13
- 150000002739 metals Chemical class 0.000 title description 6
- 229910052748 manganese Inorganic materials 0.000 claims description 42
- 229910052742 iron Inorganic materials 0.000 claims description 39
- 229910052759 nickel Inorganic materials 0.000 claims description 27
- 150000001875 compounds Chemical class 0.000 claims description 19
- 238000002425 crystallisation Methods 0.000 claims description 14
- 230000008025 crystallization Effects 0.000 claims description 14
- 239000002253 acid Substances 0.000 claims description 13
- 238000001556 precipitation Methods 0.000 claims description 13
- 229910052802 copper Inorganic materials 0.000 claims description 12
- 239000007788 liquid Substances 0.000 claims description 11
- 238000004090 dissolution Methods 0.000 claims description 10
- 239000007787 solid Substances 0.000 claims description 10
- 239000000203 mixture Substances 0.000 claims description 9
- 239000012452 mother liquor Substances 0.000 claims description 9
- 238000006386 neutralization reaction Methods 0.000 claims description 9
- UCKMPCXJQFINFW-UHFFFAOYSA-N Sulphide Chemical compound [S-2] UCKMPCXJQFINFW-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 8
- 230000003472 neutralizing effect Effects 0.000 claims description 6
- 229910017709 Ni Co Inorganic materials 0.000 claims description 4
- 230000015572 biosynthetic process Effects 0.000 claims description 4
- 238000000605 extraction Methods 0.000 claims description 3
- 238000000638 solvent extraction Methods 0.000 claims description 3
- 230000002378 acidificating effect Effects 0.000 claims description 2
- OYPRJOBELJOOCE-UHFFFAOYSA-N Calcium Chemical compound [Ca] OYPRJOBELJOOCE-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims 1
- 229910052791 calcium Inorganic materials 0.000 claims 1
- 239000011575 calcium Substances 0.000 claims 1
- 150000003467 sulfuric acid derivatives Chemical class 0.000 claims 1
- 239000000243 solution Substances 0.000 description 59
- XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N Iron Chemical compound [Fe] XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 43
- 239000011572 manganese Substances 0.000 description 40
- 239000010949 copper Substances 0.000 description 21
- 239000000725 suspension Substances 0.000 description 11
- PXHVJJICTQNCMI-UHFFFAOYSA-N nickel Substances [Ni] PXHVJJICTQNCMI-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 9
- 238000002386 leaching Methods 0.000 description 8
- XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N water Substances O XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 7
- XKRFYHLGVUSROY-UHFFFAOYSA-N Argon Chemical compound [Ar] XKRFYHLGVUSROY-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 6
- 150000004649 carbonic acid derivatives Chemical class 0.000 description 6
- 239000003795 chemical substances by application Substances 0.000 description 5
- 238000011084 recovery Methods 0.000 description 5
- PWHULOQIROXLJO-UHFFFAOYSA-N Manganese Chemical compound [Mn] PWHULOQIROXLJO-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 4
- 229910052602 gypsum Inorganic materials 0.000 description 4
- 239000010440 gypsum Substances 0.000 description 4
- 238000004519 manufacturing process Methods 0.000 description 4
- 239000000047 product Substances 0.000 description 4
- RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N Copper Chemical compound [Cu] RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- FAPWRFPIFSIZLT-UHFFFAOYSA-M Sodium chloride Chemical compound [Na+].[Cl-] FAPWRFPIFSIZLT-UHFFFAOYSA-M 0.000 description 3
- HEMHJVSKTPXQMS-UHFFFAOYSA-M Sodium hydroxide Chemical compound [OH-].[Na+] HEMHJVSKTPXQMS-UHFFFAOYSA-M 0.000 description 3
- QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-L Sulfate Chemical compound [O-]S([O-])(=O)=O QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 3
- 229910052786 argon Inorganic materials 0.000 description 3
- 239000013078 crystal Substances 0.000 description 3
- 238000001914 filtration Methods 0.000 description 3
- 238000010438 heat treatment Methods 0.000 description 3
- AMWRITDGCCNYAT-UHFFFAOYSA-L manganese oxide Inorganic materials [Mn].O[Mn]=O.O[Mn]=O AMWRITDGCCNYAT-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 3
- HYHCSLBZRBJJCH-UHFFFAOYSA-M sodium hydrosulfide Chemical compound [Na+].[SH-] HYHCSLBZRBJJCH-UHFFFAOYSA-M 0.000 description 3
- 238000005979 thermal decomposition reaction Methods 0.000 description 3
- QGZKDVFQNNGYKY-UHFFFAOYSA-N Ammonia Chemical compound N QGZKDVFQNNGYKY-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- VTYYLEPIZMXCLO-UHFFFAOYSA-L Calcium carbonate Chemical compound [Ca+2].[O-]C([O-])=O VTYYLEPIZMXCLO-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 2
- VEXZGXHMUGYJMC-UHFFFAOYSA-M Chloride anion Chemical compound [Cl-] VEXZGXHMUGYJMC-UHFFFAOYSA-M 0.000 description 2
- 101100513612 Microdochium nivale MnCO gene Proteins 0.000 description 2
- 229910002651 NO3 Inorganic materials 0.000 description 2
- NHNBFGGVMKEFGY-UHFFFAOYSA-N Nitrate Chemical compound [O-][N+]([O-])=O NHNBFGGVMKEFGY-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N Sulfuric acid Chemical compound OS(O)(=O)=O QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 230000008021 deposition Effects 0.000 description 2
- 239000000706 filtrate Substances 0.000 description 2
- 239000007789 gas Substances 0.000 description 2
- 150000004679 hydroxides Chemical class 0.000 description 2
- NPURPEXKKDAKIH-UHFFFAOYSA-N iodoimino(oxo)methane Chemical compound IN=C=O NPURPEXKKDAKIH-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 238000001223 reverse osmosis Methods 0.000 description 2
- QKMGIVQNFXRKEE-UHFFFAOYSA-L sodium;copper(1+);3-[(n-prop-2-enyl-c-sulfidocarbonimidoyl)amino]benzoate Chemical compound [Na+].[Cu+].[O-]C(=O)C1=CC=CC(NC([S-])=NCC=C)=C1 QKMGIVQNFXRKEE-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 2
- -1 Na 2 CO 3 or NaOH Chemical class 0.000 description 1
- 229910000831 Steel Inorganic materials 0.000 description 1
- NINIDFKCEFEMDL-UHFFFAOYSA-N Sulfur Chemical compound [S] NINIDFKCEFEMDL-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 239000000956 alloy Substances 0.000 description 1
- 229910045601 alloy Inorganic materials 0.000 description 1
- 229910021529 ammonia Inorganic materials 0.000 description 1
- BFNBIHQBYMNNAN-UHFFFAOYSA-N ammonium sulfate Chemical compound N.N.OS(O)(=O)=O BFNBIHQBYMNNAN-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 229910052921 ammonium sulfate Inorganic materials 0.000 description 1
- 235000011130 ammonium sulphate Nutrition 0.000 description 1
- 235000010216 calcium carbonate Nutrition 0.000 description 1
- 229910000019 calcium carbonate Inorganic materials 0.000 description 1
- 238000006243 chemical reaction Methods 0.000 description 1
- 239000003153 chemical reaction reagent Substances 0.000 description 1
- 238000010924 continuous production Methods 0.000 description 1
- 238000005260 corrosion Methods 0.000 description 1
- 230000007797 corrosion Effects 0.000 description 1
- 238000000354 decomposition reaction Methods 0.000 description 1
- 230000003247 decreasing effect Effects 0.000 description 1
- 230000001627 detrimental effect Effects 0.000 description 1
- 238000010586 diagram Methods 0.000 description 1
- 238000001035 drying Methods 0.000 description 1
- 238000005516 engineering process Methods 0.000 description 1
- 238000001704 evaporation Methods 0.000 description 1
- 230000008020 evaporation Effects 0.000 description 1
- 231100001261 hazardous Toxicity 0.000 description 1
- 238000009854 hydrometallurgy Methods 0.000 description 1
- UQSXHKLRYXJYBZ-UHFFFAOYSA-N iron oxide Inorganic materials [Fe]=O UQSXHKLRYXJYBZ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 239000007791 liquid phase Substances 0.000 description 1
- 238000000622 liquid--liquid extraction Methods 0.000 description 1
- PPNAOCWZXJOHFK-UHFFFAOYSA-N manganese(2+);oxygen(2-) Chemical class [O-2].[Mn+2] PPNAOCWZXJOHFK-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 238000005272 metallurgy Methods 0.000 description 1
- 229910052750 molybdenum Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000010413 mother solution Substances 0.000 description 1
- 230000037361 pathway Effects 0.000 description 1
- 238000000197 pyrolysis Methods 0.000 description 1
- 238000009853 pyrometallurgy Methods 0.000 description 1
- 229910052761 rare earth metal Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000002994 raw material Substances 0.000 description 1
- 239000000376 reactant Substances 0.000 description 1
- 239000011435 rock Substances 0.000 description 1
- 239000012266 salt solution Substances 0.000 description 1
- 239000010959 steel Substances 0.000 description 1
- 239000000126 substance Substances 0.000 description 1
- 229910052717 sulfur Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000011593 sulfur Substances 0.000 description 1
- 229910021653 sulphate ion Inorganic materials 0.000 description 1
- 229910052725 zinc Inorganic materials 0.000 description 1
Description
Изобретение имеет отношение к способу извлечения ценных металлов из оксидных руд, в частности из полиметаллических конкреций. Полиметаллические конкреции, также называемые глубоководными конкрециями или глубоководными марганцевыми конкрециями, представляют собой конкреции горных пород, образованные концентрическими слоями оксидов железа и марганца на дне океанов.
Описанный способ пригоден для извлечения Cu, Со, Ni, Fe и Mn, которые в таких полиметаллических конкрециях являются основными металлами, представляющими интерес.
На сегодняшний день наиболее экономически интересные конкреции были обнаружены в зоне разломов Кларион-Клиппертон (CCFZ). Конкреции в этой области обычно содержат 27% Mn, 1,3% Ni, 1,1% Cu, 0,2% Со, 6% Fe, 6,5% Si и 3% Al. Другими элементами, представляющими экономический интерес, являются Zn, Mo и редкоземельные элементы. Другие значительные отложения были обнаружены в бассейне Пенрин возле островов Кука, в бассейне Перу в юго-восточной части Тихого океана и в регионе, называемом Полем конкреций в Индийском океане (IONF).
С семидесятых годов было исследовано множество методов обработки полиметаллических конкреций. Недавний всеобъемлющий обзор доступных методов можно найти в статье Т. Abramovski et al., Journal of Chemical Technology and Metallurgy, 52, 2, 2017, 258-269. Компании Kennecott и INCO пытались разработать производственные процессы. Компанией Kennecott был разработан аммиачный процесс Куприона, тогда как несколько компаний разработали гидрометаллургические процессы в сульфатных, хлоридных и нитратных средах. Компанией INCO исследованы пирометаллургические процессы с получением штейна. Совсем недавно было предложено производство сплава. Ни один из этих методов не продвинулся дальше экспериментальных масштабов.
Процесс Куприона сталкивается с проблемами, связанными с низким извлечением Со, медленным восстановлением конкреций газообразным СО и низким качеством марганцевого остатка. Сульфатные процессы, разработанные на основе латеритных процессов, в которых используют выщелачивание в автоклаве для удаления Mn и Fe в остатке от выщелачивания, сталкиваются с технологическими проблемами при выщелачивании, а также с низкой валоризацией Mn. Другие процессы на основе сульфатов приводят к большому расходу реагентов и/или производству опасного сульфата аммония. Хлоридные и нитратные пути реакций требуют больших затрат энергии на регенерацию реагентов пирогидролизом и пиролизом. Сушка конкреций перед пирометаллургической обработкой также приводит к высоким затратам энергии.
В этом контексте следует отметить, что в патенте США 3,906,075 раскрыт одностадийный процесс выщелачивания с использованием SO2 и серной кислоты. Одновременно выщелачивают Mn, Ni, Со и Cu. Этот документ также иллюстрирует кристаллизацию марганца в виде MnSO4 с последующим его разложением до оксида, в результате чего образуется SO2 для повторного использования на стадии выщелачивания. MnSO4 добавляют на стадии выщелачивания, поскольку, как говорят, он заставляет Fe оставаться нерастворенным. Cu извлекают из единственного потока продукта выщелачивания. Обычно используется жидкостно-жидкостная экстракция, несмотря на значительную стоимость и сложность этого процесса с учетом обрабатываемых объемов.
В этой отрасли техники было признано, что содержание Fe в продукте выщелачивания нежелательно, поскольку для очистки раствора потребуется дорогостоящая стадия обезжелезивания. Поэтому были предложены относительно мягкие условия выщелачивания, включая добавление высоких концентраций MnSO4 в выщелачивающий раствор. Предполагается, что высокие концентрации SO4 могут ограничивать растворимость Fe; однако в этом случае для Со и Ni наблюдается менее чем оптимальный выход извлечения.
Способ по настоящему изобретению, среди прочего, характеризуется совершенно другим подходом к проблемам, связанным с железом. Отсутствуют какие-либо попытки ограничить выщелачивание Fe на стадии растворения руд. Напротив, Fe растворяют, и оставляют в растворе до стадии кристаллизации MnSO4. Затем получают смешанный остаток Mn-Fe, который после термической обработки может привести к образованию оксида Mn-Fe, пригодного для производства стали или марганца. Получают отличные выходы Cu, Со и Ni, тогда как Fe выщелачивают, и подвергают валоризации вместе с Mn.
На фиг. 1 представлен обзор технологической схемы, включая факультативные стадии и потоки процесса. Стадии процесса указаны в табл. 1, а потоки представлены в табл. 2.
Таблица 1
Идентификация стадий процесса в соответствии с фиг. 1
Идентификационный номер стадий процесса | Описание |
Р1 | Растворение руд |
Р2 | Извлечение Си |
РЗ | Нейтрализация |
Р4 | Осаждение Со и Ni |
Р5 | Кристаллизация Мп и Fe |
- 1 044680
Р6 | Термическое разложение |
Р7 | Осаждение Мп (при отведении) |
Р8 | Обратный осмос |
Таблица 2
Идентификация потоков продуктов на фиг. 1
Идентификационный номер потока | Тип | Описание |
R0 | Исходный материал | Руды |
R1 | Остаток | Первый остаток, нерастворимые соединения в рудах |
R2 | Остаток | Второй остаток при осаждении Си с использованием H2S |
R3 | Остаток | Третий остаток при использовании СаСОз как нейтрализующее вещество |
R4 | Остаток | Четвертый остаток после осаждения Со и Ni с использованием H2S |
R5 | Остаток | Пятый остаток после осаждения Мп и Fe кристаллизацией |
R6 | Остаток | Шестой остаток при осаждении Мп из отводимого потока |
R7 | Остаток | Седьмой остаток при термическом разложении пятого остатка |
S1 | Раствор | Первый раствор, выщелачивающий раствор, содержащий Cu, Со, Ni, Fe и Мп |
S2 | Раствор | Второй раствор, содержащий Со, Ni, Fe и Мп |
S3 | Раствор | Третий раствор, нейтрализованный, содержащий Со, Ni, Fe и Мп |
S4 | Раствор | Четвертый раствор, содержащий Мп и Fe |
S5 | Раствор | Пятый раствор, маточный раствор, содержащий незначительную часть Мп и Fe |
S5a | Раствор | Первая фракция пятого раствора, которую повторно подают на стадию растворения |
S5b | Раствор | Вторая фракция пятого раствора, отводимый поток |
S6 | Раствор | Шестой раствор, обедненный солевой раствор |
S7 | Раствор | Седьмой раствор, по существу Н2О |
S8 | Раствор | Восьмой раствор, по существу концентрированный солевой раствор |
Раскрытый способ, пригодный для извлечения Cu, Со, Ni, Fe и Mn из оксидных руд, включает стадии растворения руд в кислых условиях с использованием H2SO4 и SO2, с получением тем самым первого раствора, содержащего Cu, Со, Ni, Fe и Mn, и первого остатка, с последующим разделением смеси твердого вещества и жидкости на первый раствор и первый остаток.
Подходящая конечная точка рН для этой стадии предпочтительно составляет 2 или ниже. При этом наблюдаются хорошие показатели выщелачивания металлов, которые предполагается извлечь, включая Fe. Непосредственно в выщелачивающий раствор вводят SO2 в количестве, которое предпочтительно является стехиометрическим по отношению к металлам, подлежащим восстановлению.
Согласно первому альтернативному варианту медь (Cu) в растворе может быть извлечена осаждением в виде сульфида путем добавления сульфидсодержащего соединения или в виде металла путем добавления металла, окисляемого легче, чем Cu, с получением тем самым второго кислотного раствора, содержащего Со, Ni, Fe и Mn, и второго остатка, содержащего Cu, и разделения смеси твердого вещества и жидкости на второй раствор и второй остаток.
Согласно второму альтернативному варианту медь (Cu) может быть извлечена экстракцией с использованием электрохимического извлечения или экстракции растворителем, в результате чего получают второй кислотный раствор, содержащий Со, Ni, Fe и Mn, и поток, содержащий Cu.
Во время этой стадии восстановления Cu рН может несколько снизиться из-за высвобождения протонов, в частности, когда Cu осаждают с использованием H2S или NaHS как сульфидсодержащего соединения. Это снижение рН не имеет никаких пагубных эффектов, кроме необходимости в большем количестве соединений, потребляющих кислоту, действующих как нейтрализующие вещества на следующей стадии процесса, которая представляет собой нейтрализацию второго раствора до рН 2-5 путем добавления первых соединений, потребляющих кислоту, с получением третьего нейтрализованного раствора, содержащего Со, Ni, Fe и Mn.
На следующей стадии Со и Ni осаждают путем добавления сульфидсодержащего соединения к тре
- 2 044680 тьему раствору, с получением тем самым четвертого раствора, содержащего Fe и Mn, и четвертого остатка, содержащего Со и Ni, которые разделяют.
Во время этой стадии восстановления Со и Ni рН может снова несколько снизиться из-за высвобождения протонов. Можно добавить больше нейтрализующих веществ, чтобы достичь рН 2-7. Действительно, предпочтительно осуществлять следующую стадию, которая представляет собой кристаллизацию Mn и Fe, в нейтрализованном растворе, чтобы избежать коррозии оборудования.
На стадии нейтрализации может быть использован СаСО3 как соединение, потребляющее кислоту. При этом образуется гипс, твердое вещество, которое предпочтительно отделяют на дополнительной стадии разделения смеси твердого вещества и жидкости. Образования твердых веществ, требующих отфильтровывания, можно избежать или минимизировать, используя MnCO3 или Mn(OH)2 как нейтрализующее вещество. Эти два продукта могут быть преимущественно получены при обработке отводимого потока, как описано ниже.
Mn и Fe извлекают вместе из четвертого раствора путем кристаллизации, в результате чего получают пятый раствор (маточный раствор), содержащий незначительную часть Mn, и пятый остаток, содержащий основную часть Mn и Fe. Кристаллы отделяют от маточного раствора.
Кристаллизация Mn и Fe может быть осуществлена путем испарения. Альтернативно кристаллизация может быть вызвана нагреванием, так как пределы растворимости Mn и Fe сильно уменьшаются с температурой. В этом случае предпочтительна температура более чем 120°С или даже более чем 170°С.
Маточный раствор все еще будет содержать некоторое остаточное количество растворенных Mn и Fe, поскольку кристаллизация не полностью исчерпает эти элементы в маточном растворе. Эти металлы могут быть извлечены в соответствии со следующим вариантом осуществления настоящего изобретения.
В этом варианте осуществления настоящего изобретения маточный раствор разделяют на первую и вторую фракции, причем первую фракцию подают на стадию растворения. Mn и Fe во второй фракции (отводимый поток) осаждают в виде карбонатов или гидроксидов путем добавления вторых соединений, потребляющих кислоту, таких как Na2CO3 или NaOH, в результате чего получают шестой раствор, обедненный Mn и Fe, и шестой остаток, обогащенный Mn и Fe, которые разделяют. Ссылаясь на приведенное выше описание, предпочтительно повторно подавать эти карбонаты или гидроксиды как соединения, потребляющие кислоту, на стадию нейтрализации.
Отводимый поток также будет обеспечивать выход второстепенных элементов, таких как Na и K, которые в противном случае могли бы накапливаться до нежелательных уровней при непрерывном осуществлении упомянутого процесса. Вторые соединения, потребляющие кислоту, преимущественно представляют собой соединения на основе Na или K, поскольку соединения на основе Са могут привести к разбавлению Mn в гипсе.
Другой вариант осуществления настоящего изобретения имеет отношение процесса, включающего стадии термического разложения пятого остатка, с получением тем самым седьмого остатка, содержащего оксид марганца, и SO2, а также отделения и повторной подачи SO2 на стадию растворения. Термическое разложение в этом процессе достигают путем нагревания продукта до 850-1000°С.
Другой вариант осуществления настоящего изобретения имеет отношение к способу, включающему стадии обратного осмоса шестого раствора, в результате чего получают по существу чистую воду и концентрированный раствор соли. Воду можно повторно использовать на предыдущей стадии, например, для промывки остатков, а затем повторно подавать на стадию растворения руд. Концентрированный солевой раствор можно сливать.
Другой вариант осуществления настоящего изобретения имеет отношение к любому из вышеуказанных процессов, в котором руды представляют собой глубоководные конкреции.
Следующие ниже примеры дополнительно иллюстрируют настоящее изобретение.
Пример 1: Нейтрализация с использованием СаСО3.
кг (в пересчете на сухое вещество) полиметаллических конкреций, измельченных до D50 100 мкм, смешивали с 3,1 л воды. Суспензию непрерывно перемешивали с частотой 500 об/мин, и нагревали до 95°С. В течение 1,5 ч в суспензию вдували 510 г газообразного SO2. После этого в течение 2 ч медленно добавляли 280 г H2SO4. Во время этого добавления из раствора высвобождалось некоторое количество SO2, что приводило к эффективному потреблению 400 г. Был достигнут уровень рН 1,6. Суспензию фильтровали. Полученный раствор содержал 9 г/л H2SO4. Твердые вещества промывали.
Медь (Cu) в растворе осаждали при первом осаждении сульфидом. При этом раствор доводили до 80°С, и непрерывно перемешивали с частотой 300 об/мин. Поверхность жидкости обдували аргоном. В течение 2 ч через раствор барботировали 6,2 г H2S (т.е. в соответствии со 100% стехиометрией). Суспензию фильтровали, твердые вещества промывали водой, и сушили в вакуумной печи при 40°С. Теперь этот раствор содержал 14 г/л H2SO4.
Для успешного осаждения Ni и Со раствор необходимо нейтрализовать. Для этого раствор доводили до 75°С, перемешивали с частотой 300 об/мин, и поверхность жидкости обдували аргоном. В 0,15 л воды получали суспензию 51,2 г СаСО3. Эту суспензию медленно добавляли к раствору. Образовывался гипс, который отделяли. Затем рН раствора достигал целевого значения 3.
- 3 044680
Ni и Со извлекали из раствора с использованием NaHS. Раствор доводили до 70°С, и непрерывно перемешивали с частотой 300 об/мин. Поверхность жидкости обдували аргоном. К раствору со скоростью 3 мл/мин добавляли 264 мл раствора NaHS, содержавшего 38 г/л серы (S) (т.е. в соответствии со 120% стехиометрией). Суспензию фильтровали, твердые вещества промывали водой, и сушили в вакуумной печи при 40°С.
Раствор загружали в автоклав, и доводили до 176°С. В этих условиях растворимость как MnSO4, так и FeSO4 снижалась, что приводило к их кристаллизации. Кристаллы отделяли от жидкой фазы горячей фильтрацией для предотвращения повторного растворения кристаллов.
Количество и состав различных фильтратов и остатков приведены в табл. 3. Выходы стадий растворения (Р1) и осаждения (Р2, Р4, Р5) приведены в табл. 4.
Таблица 3
Количество и состав (растворы в л и г/л, остатки в г и % (мас.))
Идентификационный номер потока | Масса (г) | Объем (л) | Мп | Ni | Со | Си | Fe | Si | Al |
R0 | 1000,0 | - | 29 | 1,3 | 0,25 | 1,2 | 6,2 | 6,3 | 2,7 |
S1 | - | 3,59 | 80 | 3,6 | 0,69 | 3,2 | 12 | о,о | 2,2 |
R1 | 300,0 | - | 0,97 | 0,04 | 0,01 | 0,16 | 6,4 | 21 | 6,4 |
S2 | - | 3,59 | 80 | 3,6 | 0,69 | 0,0 | 12 | о,о | 2,2 |
R2 | 17,3 | - | 0,0 | о,о | о,о | 66 | о,о | о,о | ο,ο |
S3 | - | 3,74 | 77 | 3,4 | 0,66 | 0,0 | И | о,о | 2,1 |
S4 | - | 3,74 | 77 | о,о | о,о | 0,0 | И | о,о | 1,8 |
R4 | 28,1 | - | 1,0 | 46 | 8,8 | 0,0 | 1,5 | о,о | 3,9 |
S5 | - | 3,66 | 9 | о,о | о,о | 0,0 | 1,7 | о,о | 0,06 |
R5 | 900,45 | - | 28 | о,о | о,о | 0,0 | 4,0 | 0,0 | 0,7 |
Таблица 4
Выход металла (в %) на стадию процесса
Идентификационный номер стадии процесса | Мп | Ni | Со | Си | Fe | Si | Al |
Р1 | 99 | 99 | 99 | 96 | 69 | 0 | 29 |
Р2 | 0 | 0 | 0 | 100 | 0 | 0 | 0 |
Р4 | 0,1 | 100 | 100 | 100 | 1 | 0 | 14 |
Р5 | 88 | 0 | 0 | 0 | 85 | 0 | 97 |
Выход металла на одну стадию процесса считается наиболее удовлетворительным.
Пример 2: Нейтрализация с использованием MnCO3.
Этот Пример аналогичен Примеру 1. Однако в качестве нейтрализующего вещества вместо СаСО3 использовали повторно подаваемые карбонаты Mn и Fe. Следовательно, гипс не образовывался, и соответствующая стадия фильтрации исключена.
После осаждения Cu раствор необходимо нейтрализовать. С этой целью фракцию перекачиваемой суспензии, полученную так, как показано ниже, медленно добавляли к раствору как соединения, потребляющие кислоту. При добавлении количества, содержащего 58,8 г смеси карбонатов Mn и Fe, pH раствора достигал целевого значения 3.
После этого Mn и Fe извлекали путем кристаллизации, как описано в Примере 1.
Mn и Fe, все еще присутствующие в маточном растворе после стадии кристаллизации, осаждали в виде карбонатов путем добавления 66,8 г Na2CO3. Суспензию фильтровали, остаток промывали, и сушили. Остаток содержал 92,4 г смеси карбонатов Mn и Fe. Затем этот остаток разбавляли 0,28 л воды для получения перекачиваемой суспензии. Часть этой суспензии использовали на описанной выше стадии как соединения, потребляющие кислоту.
Следует отметить, что в непрерывном процессе было бы предпочтительно выполнять стадию осаждения только для части маточного раствора, при этом эту фракцию определяют потребностью в соединениях, потребляющих кислоту, на стадии нейтрализации. Остаток маточного раствора затем можно повторно подавать на стадию растворения.
Количество и состав различных фильтратов и остатков приведены в табл. 5. Выходы стадий растворения (Р1) и осаждения (Р2, Р4, Р5) приведены в табл. 6.
-
Claims (3)
- Таблица 5Количество и состав (растворы в л и г/л, остатки в г и % (мас.))Идентификационный номер потока Масса (г) Объем (л) Мп Ni Со Си Fe Si AlR0 1000,0 - 29 1,3 0,25 1,2 6,2 6,3 2,7S1 - 3,59 80 3,6 0,69 3,2 12 ο,ο 2,2R1 300,0 - 0,97 0,04 0,01 0,16 6,4 21 6,4S2 - 3,59 80 3,6 0,69 0,0 12 ο,ο 2,2R2 17,3 - 0,0 о,о о,о 66 о,о ο,ο ο,οS3 - 3,77 83 3,4 0,66 0,0 13 ο,ο 2,1S4 - 3,77 82 о,о о,о 0,0 12 ο,ο 1,8R4 28,2 - 1,1 46 8,8 0,0 1,7 ο,ο 3,9S5 - 3,67 10 о,о о,о 0,0 1,9 ο,ο 0,06R5 973,2 - 28 о,о о,о 0,0 4,1 ο,ο 0,7R6 58,8 - 40 о,о о,о 0,0 7,6 ο,ο ο,οТаблица 6Выход металла (в %) на стадию процессаИдентификационный номер стадии Мп Ni Со Си Fe Si AlР1 99 99 99 96 69 0 29Р2 0 0 0 100 0 0 0Р4 0,1 100 100 100 1 0 14Р5 88 0 0 0 85 0 97Даже несмотря на то, что выходы на стадию процесса в равной степени удовлетворительны, как в Примере 1, общий выход Mn будет выше при применении метода нейтрализации согласно Примеру 2. Действительно, большая часть Mn в маточном растворе после кристаллизации в этом случае будет извлечена и перенесена на стадию кристаллизации.ФОРМУЛА ИЗОБРЕТЕНИЯ1. Способ извлечения Cu, Со, Ni, Fe и Mn из оксидных руд, включающий стадии:растворение руды (Р1) в кислотных условиях с использованием H2SO4 и SO2, с получением тем самым первого раствора (S1), содержащего Cu, Со, Ni, Fe и Mn, и первого остатка (R1);разделение упомянутых первого раствора и первого остатка как жидкости и твердого вещества;извлечение Cu (Р2) из упомянутого первого раствора:либо осаждением в виде сульфида путем добавления сульфидсодержащего соединения или в виде металла путем добавления металла, окисляемого легче, чем Cu, с получением тем самым второго кислотного раствора (S2), содержащего Со, Ni, Fe и Mn, и второго остатка (R2), содержащего Cu, и разделение упомянутых второго кислотного раствора и второго остатка как жидкости и твердого вещества;либо экстракцией электролитическим извлечением или растворителем с получением тем самым второго кислотного раствора (S2), содержащего Со, Ni, Fe и Mn, и потока, содержащего Cu;нейтрализация (Р3) до рН 2-5 упомянутого второго кислотного раствора (S2) путем добавления первых соединений, потребляющих кислоту, с получением тем самым нейтрализованного третьего раствора (S3), содержащего Со, Ni, Fe и Mn;осаждение Со и Ni (P4) путем добавления сульфидсодержащего соединения к нейтрализованному третьему раствору, с получением тем самым четвертого раствора (S4), содержащего Fe и Mn, и четвертого остатка (R4), содержащего Со и Ni;разделение упомянутых четвертого раствора и четвертого остатка как жидкости и твердого вещества;кристаллизация Mn и Fe (P5) в виде сульфатов из упомянутого четвертого раствора с получением тем самым пятого раствора (S5), содержащего меньшую часть Mn, и пятого остатка (R5), содержащего большую часть Mn и Fe; и разделение упомянутого пятого раствора и пятого остатка как жидкости и твердого вещества.
- 2. Способ по п.1, отличающийся тем, что на стадии нейтрализации первое соединение, потребляющее кислоту, содержит кальций, в частности СаСО3, чем обусловлено получение третьего остатка (R3), и при этом способ включает дополнительную стадию:разделение упомянутых третьего раствора и третьего остатка как жидкости и твердого вещества.
- 3. Способ по п.1 или 2, включающий стадии:разделение пятого раствора (S5) на первую (S5a) и вторую (S5b) фракции;повторная подача первой фракции пятого раствора на упомянутую стадию растворения (Р1),-
Applications Claiming Priority (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
EP19190915.9 | 2019-08-09 |
Publications (1)
Publication Number | Publication Date |
---|---|
EA044680B1 true EA044680B1 (ru) | 2023-09-22 |
Family
ID=
Similar Documents
Publication | Publication Date | Title |
---|---|---|
AU740712B2 (en) | Chloride assisted hydrometallurgical extraction of nickel and cobalt from sulphide or laterite ores | |
EP1966401A1 (en) | Method for recovering rare metals in a zinc leaching process | |
AU2013362874B2 (en) | Method for producing a solid scandium-containing material of enhanced scandium content | |
US4150976A (en) | Method for the recovery of metallic copper | |
CN115427592A (zh) | 从炉渣材料中回收钒 | |
KR20160006214A (ko) | 금속의 회수 방법 | |
WO1988003911A1 (en) | Process for recovering metal values from jarosite solids | |
CN113227417B (zh) | 从多金属结核中回收金属的方法 | |
US4594102A (en) | Recovery of cobalt and nickel from sulphidic material | |
US4544460A (en) | Removal of potassium chloride as a complex salt in the hydrometallurgical production of copper | |
EA044680B1 (ru) | Способ извлечения металлов из оксидных руд | |
CN114207160B (zh) | 从氧化矿石中回收金属的方法 | |
CA1231536A (en) | Hydrometallurgical method for treating valuable metal raw materials containing chlorides and fluorides | |
US9914646B2 (en) | Method for the processing of potassium containing materials | |
OA21089A (en) | Process for the recovery of metals from oxidic ores. | |
US3928020A (en) | Treatment of nickel-bearing ammonium carbonate leach liquors | |
US20070178031A1 (en) | Process for upgrading an ore or concentrate | |
JPS5974245A (ja) | 銅および砒素の分離方法 | |
WO1988003912A1 (en) | Process for recovering metal values from ferrite wastes | |
US1514153A (en) | Metallurgical process | |
EA041255B1 (ru) | Способ извлечения металлов из полиметаллических конкреций | |
JP2008512569A (ja) | 処理の支流からの亜鉛薬の生成 | |
US4545972A (en) | Process for recovery of metal chloride and cuprous chloride complex salts | |
EP4367277A1 (en) | Recovery of vanadium from leach residues | |
IT9005127A1 (it) | Procedimento per l'estrazione di zinco, piombo e cadmio da polveri di abbattimento fumi da forni elettrici. |