FR2870260A1 - Procede hydrometallurgique de minerai d'oxyde de nickel - Google Patents
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Abstract
Un procédé hydrométallurgique basé sur une lixiviation sous pression à température élevée destiné à récupérer le nickel de minerais d'oxyde de rickel (5) caractérisé par un procédé simplifié et rentable, sur la réalisation d'une étape de lixiviation (1) simplifiée, d'une consommation réduite de nettraliseur et d'une production réduite de précipité dans l'étape de neutralisation (3) et d'une utilisation rentable de l'eau recyclée.Le procédé hydrométallurgique de la présente invention, comprenant une étape de lixiviation (1) qui agite le minerai mis en suspension épaisse, une étape de séparation solide-liquide (2) qui lave la suspension épaisse lixiviée pour produire la liqueur d'attaque (7) et le résidu lixivié (8), une étape de neutralisation (3) qui traite la liqueur d'attaque (7) pour maintenir le niveau de pH à 4 ou moins, et une étape de précipitation de sulfure (4) pour produire la solution de sulfure (11) et la liqueur stérile (12).
Description
PROCEDE HYDROMETALLURGIQUE DE MINERAI D'OXYDE DE NICKEL
La présente invention concerne ur procédé hydrométallurgique de minerais d'oxyde de nickel, plus particulièrement un procédé hydrométallurgique basé sur la lixiviation sous pression à température élevée destiné à récupérer du nickel à partir dE minerais d'oxyde de nickel, caractérisé par un procédé simplifié et rentable en tant que tout, sur la réalisation d'une étape de lixiviation simplifiée et d'une étape de séparation solideliquide simplifiées, d'une consommation réduite de neutraliseur =t d'une production réduite de précipité dans une étape de neutralisation, et d'une utilisation rentable d'eau recyclée.
Récemment, une lixiviation par acide sous pression à température élevée (lixiviation acide sous haute pression) en présence d'acide sulfurique a attiré l'attention en tant que procédé hydrométallurgique de minerais d'oxyde de nickel en vertu de matériaux avancés développés pour afficher de manière rentable une résistance à la corrosion à des températures et pression élevées. Ce procédé est plus rentable en énergie et plus avantageux en coût que le procédé pyrométallurgique, qui a été communément adopté pour traiter les minerais d'oxyde de nickel, du fait qu'il est une étape humide intégrée n'impliquant aucune étape sèche, par exemple une réduction ou un séchage. En conséquence, diverses approches, centrées sur celles destinées à l'étape de lixiviation par acide sous haute pression, par exemple destinées à laver une liqueur d'attaque, ont été proposées pour établir le procédé davantage amélioré.
Nombreuses de ces propositions, toutefois, visent principalement une amélioration de la vitesse de lixiviation du nickel ou du cobalt, une réduction des exigences en matériaux opérationnels et une récupération de sous-produits, et un petit nombre concerne un procédé global de minerais d'oxyde de nickel impliquant une série d'étapes jusqu'à un système de lavage.
Un des procédés représentatifs de lixiviation par acide sous pression à température élevée destinés à récupérer du nickel, du cobalt ou similaire à partir de minerais d'oxyde de nickel, lixivie un résidu provenant d'une étape de lixiviation atmosphérique par de l'acide sulfurique à température élevée et pression élevée dans une atmosphère oxydante; lixivie une suspension épaisse de minerai d'oxyde à pression atmosphérique dans une atmosphère acide par de l'acide sulfurique avec une liqueur d'attaque déchargée de l'étape ci-dessus; neutralise la liqueur d'attaque déchargée de l'étape de lixiviation atmosphérique; et traite la suspension épaisse par un composé de sulfure alcalin pour récupérer du nickel ou du cobalt sous la forme d'un sulfure (décrit, par exemple, par le document JPA-6-116 660 (pages 1 et 2)).
Le procédé ci-dessus lixivie tout d'abord un minerai mis en suspension épaisse avec une liqueur d'attaque contenant de l'acide sulfurique à une concentration élevée provenant d'un autoclave dans une étape de lixiviation atmosphérique. Ce procédé présente les avantages d'une charge réduite dans une étape de neutralisation, provenant d'une consommation de l'acide en excès présent dans une liqueur d'attaque de l'étape de lixiviation atmosphérique par acide sous haute pression, et une vitesse améliorée de récupération du nickel à partir du minerai. Ces avantages sont dus à l'utilisation de l'étape de lixiviation atmosphérique.
Par ailleurs, toutefois, l'étape de 1=_xiviation atmosphérique entraîne le désavantage d'un nombre accru d'installations destinées à la concentration de la suspension épaisse dans un procédé impliquant une série d'étapes, par exemple une lixiviation atmosphérique, une concentration de suspension épaisse assistée par épaississeur et une lixiviation sous pression à température élevée, qui détériorent la simplicité du système et l'efficacité opérationnelle du procédé global.
Le résidu lixivié provenant de l'étape de lixiviation atmosphérique est ensuite traité par l'étape de lixiviation sous pression à température élevée, et la liqueur d'attaque résultante est traitée par une série d'étapes comprenant une séparation solide-liquide, une neutralisation et une précipitation de sulfure pour récupérer le nickel et le cobalt. Le document JP-A 6-116 660, toutefois, passe sous silence les conditions de fonctionnement détaillées. L'étape de lavage du résidu lixivié, par exemple, a normalement besoin d'une grande quantité d'eau de lavage pour récupérer suffisamment de nickel provenant du résidu, ce qui augmente le coût de raffinage lorsque de l'eau de lavage fraîche est utilisée en continu. Le document, toutefois, passe sous silence le désavantage cidessus.
De plus, l'étape de neutralisation implique normalement un problème de perte de nickel dans le précipité de neutralisation. Cette perte est induite par l'eau déposée sur le précipité, et par le niveau de pH localement accrû sur le neutraliseur pour former l'hydroxyde. Le nickel hydroxylé est normalement récupéré par l'acide sulfurique restant en excès dans la liqueur d'attaque. En d'autres termes, le précipité produit dans l'étape de neutralisation est recyclé de retour à l'étape de lavage du résidu lixivié pour récupérer le nickel par lixiviation avec l'acide sulfurique restant dans la liqueur d'attaque. Celui-ci, toutefois, redissout l'hydroxyde de fer présent dans le précipité. Par suite, il devrait être éliminé par hydroxylation du fer une fois de plus dans =_'étape de neutralisation, ce qui augmente la consommation de neutraliseur. Il est donc souhaitable de minimiser le précipité recyclé vers l'étape de lavage du résidu lixivié. Le document JP-A 6-116 660, toutefois, passe également sous silence les pertes du précipité produit dans l'étape de neutralisation.
Dans ces situations, il a été demancé que le procédé de lixiviation sous pression à température élevée des minerais d'oxyde de nickel soit davantage amélioré en rendement et simplicité du procédé global en résolvant les problèmes impliqués dans chacune de ces étapes.
La présente invention a été développée pour résoudre les problèmes cidessus. Un objet de la présente invention consiste à proposer un procédé hydrométallurgique basé sur une lixiviation sous pression à température élevée destiné à récupérer le nickel provenant de minerais d'oxyde de nickel, caractérisé par un procédé simplifié et rentable en tant que tout, sur la réalisation d'une étape de lixiviation simplifiée et d'une étape de séparation solide-liquide simplifiée, d'une consommation réduite de neutraliseur et d'une production réduite de précipité dans une étape de neutralisation, et d'une utilisation rentable d'eau recyclée.
Les inventeurs de la présente invention ont trouvé, après avoir étudié intensément un procédé hydrométallurgique destiné à récupérer le nickel provenant de minerais d'oxyde de nickel pour satisfaire l'objet ci-dessus, que le procédé global peut être simplifié et son rendement peut être amélioré, lorsqu'une série d'étapes comprenant une lixiviation sous pression à température élevée, une séparation solide-liquide, une neutralisation et une précipitation de sulfure sont effectuées dans des conditions spécifiques d'une manière telle à simplifier les étapes de lixiviation et de séparation solide-liquide, réduire la consommation de neutraliseur et la production de précipité dans l'étape de neutralisation, e= utiliser de manière rentable l'eau recyclée, en achevant la présente invention.
Le premier aspect de la présente invention est un procédé hydrométallurgique destiné à récupérer le nickel et le cobalt provenant de minerais d'oxyde de nickel, qui comprend: (1) une étape de lixiviation qui agite les minerais mis en suspension épaisse en présence d'acide sulfurique à 220 à 280 0C pour produire la suspension épaisse lixiviée, (2) une étape de séparation solide-liquide qui lave la suspension épaisse lixiviée en de multiples étapes pour produire la liqueur d'attaque et le résidu lixivié, la première contenant le nickel et 1.?, cobalt, (3) une étape de neutralisation qui traite la liqueur d'attaque en présence de carbonate de calcium incorporé pour maintenir le niveau de pH à 4 ou moins, tout en supprimant l'oxydation de la liqueur, pour produire la suspension épaisse de précipité de neutralisation et la liqueur mère pour la rézupération du nickel, la première contenant du fer trivalent, et (4) une étape de précipitation de sulfure qui souffle du sulfure d'hydrogène gazeux dans =_a liqueur mère pour produire le sulfure et la liqueur stérile, le premier contenant le nickel et le cobalt.
Le deuxième aspect de la présente invention est le 35 procédé du premier aspect, dans lequel la concentration en acide sulfurique libre est maintenue à 25 à 50 g/L dans l'étape de lixiviation à la fin de l'opération de lixiviation.
Le troisième aspect de la présente invention est 5 le procédé du premier aspect, dans lequel:_'étape de séparation solide-liquide utilise la liqueur stérile en tant que solution de lavage.
Le quatrième aspect de la présente invention est le procédé du premier aspect, dans lequel un germe de 10 sulfure est dosé à l'étape de précipitation du sulfure.
Le cinquième aspect de la présente invention est le procédé du premier aspect, dans lequel la suspension épaisse du précipité de neutralisation est recyclée vers l'étape de séparation solide-liquide.
La figure 1 décrit un procédé hydrométallurgique de minerais d'oxyde de nickel en tant que premier mode de réalisation de la présente invention.
La figure 2 présente la vitesse de lixiviation du nickel dans l'étape de lixiviation pour la présente 20 invention.
La figure 3 décrit la concentration en nickel restant dans la liqueur stérile dans l'étape de précipitation du sulfure dans l'exemple 1.
La figure 4 montre la relation entre la concentration en acide sulfurique libre à __a fin de l'opération de lixiviation et la masse volumique vraie du résidu lixivié dans l'étape de lixiviation pour la présente invention.
La figure 5 montre la relation entre la masse volumique vraie du résidu lixivié et la concentration en solide du résidu stabilisé à contrecourant par décantation dans l'étape de lixiviation pour la présente invention.
La figure 6 montre la relation entre la masse 35 volumique vraie du résidu lixivié et la concentration en solide suspendu dans l'étape de sédimentation, les deux étapes étant conformes à la présente invention.
Notation 1 Etape de lixiviation 2 Etape de séparation solide-liquide 3 Etape de neutralisation 4 Etape de précipitation de sulfure Minerais d'oxyde de nickel 6 Suspension épaisse lixiviée 7 Liqueur d'attaque 8 Résidu lixivié 9 Suspension épaisse de précipité de neutralisation 10 Liqueur mère 11 Sulfure 12 Liqueur stérile Le procédé du premier aspect de la présente invention est simplifié de manière telle à n'effectuer que la lixiviation sous pression à température élevée dans l'étape de lixiviation. Au même moment, il peut réaliser une consommation réduite en neutraliseur et une production réduite de précipité dans l'étape de neutralisation. Par suite, il est simplifié e.= rentable en tant que procédé global, et a en conséquence une valeur industrielle très élevée. Le deuxième aspect de la présente invention peut accroître la masse volumique vraie du résidu lixivié et améliorer les caractéristiques de séparation solide-liquide. Le troisième aspect de la présente invention, dans lequel l'étape de séparation solide-liquide utilise =_a liqueur stérile en tant que solution de lavage, peut utiliser son niveau de pH pour recycler efficacement et de manière rentable l'eau de lavage. Le quatrième aspect de la présente invention peut empêcher le dépôt du sulfure formé sur les parois de la cuve. Le cinquième aspect de la présente invention, dans:Lequel la suspension épaisse de précipité de neutralisation est recyclée vers l'étape de séparation solide-liquide, peut réduire la perte de nickel pour accroître davantage ses caractéristiques avantageuses.
Le procédé hydrométallurgique de la présente invention récupère le nickel et le cobalt provenant des minerais, comprenant une série d'étapes de (1) lixiviation qui agite les minerais mis en suspension épaisse en présence d'acide sulfurique à 220 à 280 C pour produire la suspension épaisse lixiviée, (2) séparation solide-liquide qui lave la suspension épaisse lixiviée en de multiples étapes pour produire la liqueur d'attaque et le résidu lixivié, ls première contenant le nickel et le cobalt, (3) neutralisation qui traite la liqueur d'attaque en présence de carbonate de calcium incorporé pour maintenir le niveau de pH à 4 ou moins, tout en supprimant l'oxydation de la liqueur, pour produire la suspension épaisse de précipité de neutralisation et la liqueur mère pour la récupération du nickel, la première contenant du fer trivalent, et (4) précipitation de sulfure qii souffle du sulfure d'hydrogène gazeux dans la liqueur mère pour produire le sulfure et la liqueur stérile, le premier contenant le nickel et le cobalt.
Tout d'abord, on trace les grandes lignes du procédé hydrométallurgique de la présente invention en se référant aux dessins annexés. La figure 1 présente un schéma de procédé d'un procédé hydrométallurgique de minerais d'oxyde de nickel en tant que premier mode de réalisation de la présente invention.
En se référant à la figure 1, les minerais 5 d'oxyde de nickel sont tout d'abord traités pEr l'étape de lixiviation 1 avec de l'acide sulfurique à température élevée et pression élevée, pour produire la suspension épaisse lixiviée 6. La suspension épaisse 6 est envoyée à l'étape 2 de séparation solide-liquide, où elle est lavée en de multiples étapes et réparée en la liqueur d'attaque 7 et le résidu lixivié 8, la première contenant le nickel et le cobalt. La liqueur d'attaque 7 est envoyée à l'étape de neutralisation 8, où elle est neutralisée pour produire la suspension épaisse 9 de précipité de neutralisation et =_a liqueur mère 10 pour la récupération du nickel, la première contenant l'hydroxyde de fer trivalent. La liqueur mère 10 est envoyée à l'étape 4 de précipitation de sulfure, où elle est séparée en le sulfure 11 et la liqueur stérile 12, le premier contenant le nickel et le cobalt.
Ensuite, on décrit en détail chaque étape.
(1) Etape de lixiviation L'étape de lixiviation agite les minerais d'oxyde de nickel mis en suspension épaisse en présence d'acide sulfurique à 220 à 280 0C pour produire la suspension épaisse lixiviée composée du résidu lixivié et de la liqueur d'attaque, où elle est effectuée dans un autoclave.
Les minerais d'oxyde de nickel à traiter dans l'étape de lixiviation sont principalement constitués de ce que l'on appelle les minerais de latérite, par exemple les minerais de limonite ou de saprclite. Les minerais de latérite contiennent du nickel généralement à un taux de 0,8 à 2,5 % en masse, où le nickel est présent sous la forme d'hydroxyde ou de silicomagnésien (silicate de magnésium). Ils contiennent du fer à un taux de 10 à 50 % en masse, où le fer est principalement sous la forme d'hydroxyde trivalent (goethite), et en partie divalent et présent dans un minéral silicomagnésien. Les minerais utiles pour la présente invention comprennent également les -iodules de manganèse se trouvant sur les lits océanojraphiques profonds et d'autres contenant des métaux précieux, par exemple le nickel, le cobalt, le manganèse ou le cuivre.
Dans l'étape de lixiviation, le nickel, le cobalt ou similaire sont extraits par lixiviation sous la forme de sulfate par les réactions de lixivation, et le sulfate de fer lixivié est fixé sous la forme d'hématite par les réactions de thermohydrolyse se produisant à haute température, représentées par les formules (1) à (5). Toutefois, une liqueur de suspension épaisse lixiviée contient normalement des ions de fer divalent et trivalent et du nickel, du cobalt ou similaire, puisque l'ion fer n'est pas parfaitement fixé.
[Réactions de lixiviation] MO + H2SO4 MSO4 + H2O (1) (dans laquelle M est Ni, Co, Fe, Zn, Cu, Mg, Cr, Mn ou similaires) 2 Fe (OH) 3 + 3H2SO4 Fe (SO4) 3 + 6H2O FeOH + H2SO4 FeSO4 + H2O [Réactions de thermohydrolyse] 2FeSO4 + H2SO4 + 1/202 Fe2 (SO4) 3 + H2O (4) FeO + 3H2O, Fe2O3 + 3H2S O4 (5) L'étape de lixiviation est effectuée à 220 à 35 280 C, de préférence à 240 à 270 0C, du fa:_t que le (2) (3) fer est fixé principalement sous la forme d'hématite dans cette étape, lorsqu'elle est effectuée dans la gamme de température ci-dessus. En dessous e 220 C, la thermohydrolyse se produit à une vitesse réduite, et le fer reste dissous dans la solution de réaction. Par suite, la charge de purification destinée à éliminer le fer de la solution augmente, rendant difficile de le séparer du nickel. Une température au-dessus de 280 c, bien qu'accélérant la thermohydrolyse elle--même, est également inappropriée, en raison de matériaux limités pour la cuve de l'étape et d'un coût de vapeur accrû pour maintenir une température augmentée.
La concentration en suspension épa:_sse pour l'étape de lixiviation n'est pas limitée. Il est toutefois préférable de maintenir une concentration en suspension épaisse lixiviée à 15 à 45 % en masse. En dessous de 15 % en masse, une installation plus grande est requise pour assurer le même temps de séjour pour la lixiviation, et l'exigence en acide augmente également pour maintenir une concentration en acide restant à un niveau souhaité. En outre, la concentration en nickel de la liqueur d'attaque résultante diminue. En dessous de 45 % en nasse, par ailleurs, le transport de la suspension épaisse à haute concentration peut devenir difficile, résultant de l'obstruction plus fréquente du circuit de tuyauterie et de l'exigence accrue en énergie, bien que la taille du système puisse être réduite.
L'entrée d'acide sulfurique pour l'étape de lixiviation n'est pas limitée. Une quantité el excès de l'acide est utilisée pour extraire par lixiviation le fer des minerais. A titre d'exemple, elle peut être de 300 à 400 kg par tonne du minerai. Augmenter l'entrée au-delà de 400 kg par tonne du minerai n'est pas souhaitable en raison du coût accrû en acide sulfurique.
En outre, l'entrée d'acide est de préférence régulée pou:: maintenir sa concentration à un niveau souhaité à la fin de l'opération de lixiviation. La concentration n'est pas limitée, mais est de préférence de 25 à 50 g/L, de manière davantage préférée de 35 à 45 g/L. Maintenir la concentration dans la gamme ci-dessus augmente la masse volumique vraie du résidu lixivié pour produire de manière stable le résidu de masse volumique élevée, et améliore la séparabilité solide-liquide de la suspension épaisse contenant le résidu, ce qui simplifie le système d'étape de séparation solide-liquide ultérieur.
Une concentration en acide sulfurique inérieure à 25 g/L entraîne des problèmes de sédimentation de la suspension épaisse contenant le résidu, du fait que les solides ne sont pas des solides suffisamment concentrés ou suspendus (ci-après désignés par SS), reste en excès dans la solution surnageante. Ces problèmes résultent d'une vitesse insuffisante de thermohydrolyse, et d'une déshydratation insuffisante de l'hydroxyde de fer pour former de l'hématite de masse volumique vraie inférieure. Augmenter la concentration en acide au-dessus de 50 g/L est également non souhaitable, du fait que cela nécessite une plus haute durabilité du système de lixiviation et augmente grandement la consommation du neutraliseur pour la neutralisation par acide.
Ensuite, on décrit la relation entre la concentration en acide sulfurique libre à ]a fin de l'opération de lixiviation et la séparabilité solideliquide en se référant aux dessins annexés, dans le cas où la lixiviation est effectuée à température et pression élevées. Une sédimentation insuffisante dans l'étape de séparation solide-liquide résulte principalement d'une concentration diminuée an solide du résidu stabilisé et du solide suspendu (SS) accrû.
La concentration en solide du résidu stabilisé fournit un indice sur l'eau déposée sur le résidu. C'est un indice important conjointement avec la quantité de SS dans l'évaluation des caractéristiques de sédimentation.
La figure 4 présente la relation entre la concentration en acide sulfurique libre à la fin de l'opération de lixiviation et la masse volumLque vraie du résidu lixivié, dans le cas où les minerais de limonite sont lixiviés par de l'acide sulfurique dans une cuve sous pression dans les conditions de température: 245 C, concentration en acide sulfurique libre à la fin de l'opération de lixiviation: 5 à 40 g/L et temps de lixiviation: 1 heure. Lê figure 5 présente la relation entre la masse volumique vraie du résidu lixivié dans les conditions ci-dessus et la concentration en solide du résidu traité par un lavage à contre- courant par décantation (CCD) à multiples étapes. La figure 6 présente la relation entre la masse volumique vraie du résidu lixivié dans les conditions ci-dessus et la concentration en SS dans l'opération de sédimentation.
On trouve, comme montré sur la figure 4, que le résidu lixivié de haute masse volumique, ayant une masse volumique vraie de 3,5 g/cm3 ou plus, peut être produit en maintenant la concentration en acide sulfurique libre à 25 g/L ou plus à 1E. fin de l'opération de lixiviation.
On trouve également, comme montré sur la figure 5, qu'il existe une relation linéaire entre la masse volumique vraie du résidu lixivié et la concentration en solide du résidu stabilisé. Augmenter la masse volumique vraie peut augmenter la concentration en solide et réduire la taille du système de séparation solide-liquide.
Comme montré sur la figure 6, l'étape de séparation solide-liquide produit de grandes quantités de SS lorsque le résidu lixivié a une masse volumique vraie inférieure à 3,5 g/cm3, jusqu'à entraîner des effets sign__ficativement défavorables sur l'opération de sédimentation. Il est donc préférable de produire le résidu lixivié de haute masse volumique, ayant une masse volumique vraie de 3,5 g/cm3 ou p:Lus, pour l'opération de sédimentation.
Ensuite, on décrit spécifiquement la lixiviation par acide sous pression à température élevée de minerais d'oxyde de nickel.
On traite la latérite ayant une compositon donnée dans le tableau 1 par de l'acide sulfurique pendant 60 minutes à un niveau de température variable de 220, 240, 255 ou 265 C, où l'on maintient constantes la concentration finale en acide sulfurique et la concentration finale en suspension épaisse à 40 g/L et 30 % en masse.
On effectue l'échantillonnage à des intervalles de temps donnés pour trouver le taux de lixiviation du nickel. Les résultats sons donnés sur la figure 2.
Tableau 1
Ni Co Fe Mg Zn % en masse 1,26 0,09 42,25 2,21 0,04 On trouve, comme montré sur la figure 2, que l'on peut obtenir un taux de lixiviation du nickel de 90 % ou plus à un temps de réaction de 60 minutes, le taux augmentant jusqu'à 95 % ou plus lorsque l'on effectue la lixiviation à 240 C ou plus.
L'étape de lixiviation produit la Suspension épaisse lixiviée dont la partie de résidu es pour la plus grande partie composée d'hématite. Il est difficile de séparer la suspension épaisse lixiviée en le résidu et la liqueur d'attaque par un système de filtration commun, du fait que l'hématite elle-même est très fine. Lorsqu'un minerai contenant du nickel à une faible concentration est massivement lixivié, le résidu lixivié est également produit massivement. I:L est donc nécessaire de minimiser le nickel présent dans la solution déposée sur le résidu lixivié, du fait qu'il a un effet significatif sur le rendement en nickel.
(2) Etape de séparation liquide-solide L'étape de séparation liquidesolide lave la suspension épaisse lixiviée déchargée de l'étape de lixiviation en de multiples étapes pour produire la liqueur d'attaque et le résidu lixivié, la première contenant le nickel et le cobalt.
L'étape de séparation liquide-solide est efficace pour la présente invention, du fait qu'elle sépare le nickel ou similaire de la solution épaisse lixiviée produite dans l'étape de lixiviation pour le récupérer dans la liqueur d'attaque. Sinon, il serait mis au rebut conjointement avec le résidu lixivié sur lequel il est déposé. Comme décrit ci-dessus, un système de filtration commun ne peut pas rabaisser efficacement le nickel ou similaire déposé sur le résidu. En conséquence, le résidu est lavé par de l'eau de lavage pour rabaisser le nickel qui y est déposé. Plus spécifiquement, la suspension épaisse lixiviée est mélangée à une solution de lavage, puis traitée par un épaississeur pour la séparation solide-liquide. La suspension épaisse est diluée par la solution de lavage, puis le résidu lixivié est concentré du fait qu'il est stabilisé dans l'épaississeur. Par suite, le nickel déposé sur le résidu peut être rabaissé dans une mesure déterminée par l'ampleur de la dilution. Dans une opération commerciale, les épaississeurs ayant la fonction ci--dessus sont liés dans de multiples étapes pour accroître le taux de récupération.
Le procédé pour le lavage à multiples étapes dans l'étape de séparation liquide-solide n'est pas limité. L'un des procédés préférés est le lavage à contre-courant par décantation (CCD) à multiples étapes, dans lequel la suspension épaisse et la solution de lavage dépourvue de nickel sont amenées au contact l'une de l'autre à contre-courant. Il peut accroître taux de récupération à 95 % ou plus tant pour le nickel que pour le cobalt tout en rabaissant l'exLgence en solution de lavage fraîche. Le taux de ré:upération globale du nickel peut être efficacement amélioré par le lavage à multiples étapes, lorsqu'une solution de lavage fraîche dépourvue de nickel est utilisée pour chaque étape. Cette approche, toutefois, nécessite un système de séparation solide-liquide plus grand et un coût plus élevé, résultant d'une exigence en eau de lavage accrue. La dilution détériore également le rendement de récupération, résultant d'une concentration en nickel grandement diminuée dans la liqueur d'attaque. Par ailleurs, le lavage à contre-courant par décantation à multiples étapes peut grandement rabaisser l'exigence en eau de lavage.
La solution de lavage n'est pas limitée. Elle peut être facultativement choisie parmi celles ne contenant pas de nickel et n'ayant aucun effet défavorable sur le procédé. Elle est de préférence maintenue à t.n pH de 1 à 3, du fait que de l'aluminium, lorsqu'il est présent dans la liqueur d'attaque, sera converti en de l'hydroxyde d'aluminium volumineux à un niveau de pH plus élevé, ce qui détériore éventuellement les caractéristiques de sédimentation du résidu dans l'épaississeur. Les caractéristiques de séd=.mentation détériorées résultent principalement d'une concentration en solide diminuée du résidu stabilisé et d'un SS accrû. La concentration en solide du résidu stabilisé fournit un indice sur l'eau déposée sur le résidu. C'est un indice important conjointement avec la quantité de SS dans l'évaluation des caractéristiques de sédimentation.
La concentration en solide du résidu stabilisé n'est pas limitée. Toutefois, elle est de préférence de 30 à 50 % en masse. Une concentrationinférieure à 30 % en masse signifie un dépôt massif d'eau sur le résidu jusqu'à diminuer grandement la perte de nickel. Au-dessus de 50 % en masse, par ailleurs, l'agitation et le transport du résidu deviendront difficiles. Une quantité de SS accrue mènera à une charge de purification accrue pour la filtration ou similaire dans l'étape de neutralisation ultérieure, e-: ceci est donc non souhaitable. Ces indices sur les caractéristiques de sédimentation peuvent être ajustés en utilisant un floculant anionique. En général, il est de préférence incorporé en une quantité de:0 à 400 g par tonne des solides. L'optimisation du débit de dose des floculants dans la gamme ci- dessus peut ajuster les caractéristiques de l'agglomérat, accéLérer sa sédimentation et rabaisser le SS.
Il est particulièrement préférable de recycler la liqueur stérile (pH: environ 1 à 3), qui es= produite dans l'étape ultérieure de précipitation de salfure, en tant que solution de lavage. L'étape de séparation liquidesolide peut utiliser le niveau de pH de la liqueur stérile pour recycler de manière efficace et rentable l'eau de lavage.
(3) Etape de neutralisation L'étape de neutralisation traite la liqueur d'attaque en présence de carbonate de calcium incorporé pour maintenir le niveau de pH à 4 ou moins, tout en supprimant l'oxydation de la liqueur, pour produire la suspension épaisse de précipité de neutralisation et la liqueur mère pour la récupération du nickel, la première contenant le fer trivalent. Elle neutralise l'acide en excès utilisé pour l'étape de lixiviation et, dans le même temps, élimine le fer trivalent restant dans la liqueur.
L'étape de neutralisation est effectuée à un niveau de pH de 4 ou moins, de manière particulièrement préférée de 3,2 à 3,8. A un niveau de pH supérieur à 4, de l'hydroxyde de nickel se formera en excès.
Lorsque le fer trivalent restant dans =_a liqueur est éliminé dans l'étape de neutralisation, il est essentiel de ne pas oxyder le fer divalent également présent dans la liqueur. Il est donc important d'empêcher l'oxydation de la liqueur autant que possible. Souffler de l'air dans la liqueur devrait être évité, cela va sans dire. Une oxydation empêchée apporte les effets favorables de supprimer une augmentation en consommation de carbonate de calcium et également er.. rendement de précipité de neutralisation pour l'élimination du fer divalent et de ce fait en perte de nickel dans le précipité.
L'étape de neutralisation est effectuée de préférence à 50 à 80 C. En dessous de 50 C, le précipité deviendra excessivement fin jusqu'à exercer un effet négatif sur l'étape de séparation liquide-solide. Par ailleurs, augmenter la température au-delà de 80 C détériorera la résistance à la corrosion des matériaux du système et augmentera le coût en énergie pour le chauffage.
La suspension épaisse de précipité de neutralisation produite dans l'étape de neutralisation peut être recyclée vers l'étape de séparation liquide-solide, si nécessaire. Ceci permet de récupérer le nickel à partir de la suspension épaisse de précipité de neutralisation. La perte de nickel dans le précipité de neutralisation résulte du dépôt d'eau et d'hydroxyde de nickel sur le précipité, ce dernier étant formé par des réactions locales sur le précipité. Les deux ne peuvent pas être empêchés complètement. Par ailleurs, le recyclage de la suspension épaisse de précipité de neutralisation vers l'étape de séparation liquide-solide, qui est effectué à un faible niveau de pH, permet au résidu lixivié d'être lavé et, dans le même temps, accélère la dissolution de l'hydroxyde de nickel formé par les réactions locales. Il devrait être noté, toutefois, que l'hydroxyde de fer est en part:Le dissous conjointement avec le nickel, ce qui nécessite d'utiliser un neutraliseur une fois de plus pour fixer le fer trivalent lixivié. Il est souhaitable d'empêcher l'oxydation du fer divalent et ainsi de rabaisser le précipité de neutralisation également à cet égard.
(4) Etape de précipitation de sulfure L'étape de précipitation de sulfure sDuffle du sulfure d'hydrogène gazeux dans la liqueur mère pour produire la solution de sulfure et la liqueur stérile, la première contenant le nickel et le cobalt.
Lorsque la liqueur mère contient du zinc, une étape destinée à séparer sélectivement le zinc sous la forme de sulfure peut être ajoutée avant la séparation du nickel et du cobalt chacun sous la forme de sulfure.
Cette étape adopte des conditions de précipitation de sulfure plus douces destinées à une séparation sélective du zinc en régulant la précipitation du sulfure et en empêchant ainsi la coprécip.Ltation de nickel concomitant, qui est présent à une corcentration plus élevée que celle du zinc.
L'une de la liqueur mère représentative contient du nickel et du cobalt à 2 à 5 et 0,1 à 1,0 g/L, et du fer, du magnésium, du manganèse ou similaires en tant qu'impuretés tout en étant maintenue à un pli de 3,2 à 4,0. Du fer, du magnésium et du manganèse sont généralement. présents chacun à plusieurs g/L, bien que leur concentration dépende grandement du potentiel d'oxydation-réduction pour la lixiviation, des conditions de fonctionnement de l'autoclave et de la qualité du minerai. Ces impuretés sont présentes dans la liqueur à une concentration relativement élevée comparé au nickel et au cobalt récupérés. Toutefois, le fer, le manganèse, un métal alcalin et un métal alcalino-terreux (par exemple le magnésium), qui sont instables sous la forme de sulfure, ne sont pas présents dans le sulfure produit.
La température à laquelle l'étape de précipitation de sulfure est effectuée n'est pas limitée. Toutefois, elle est de préférence de 70 à 95 C, de manière davantage préférée une température relativement faible d'environ 8C C. La précipitation du sulfure elle-même est généralement accélérée au fur et à mesure que la température augmente. Une température au-dessus de 95 C entraîne plusieurs problèmes, par exempLe un coût en énergie accrû pour chauffer et déposer].e sulfure sur les parois de la cuve résultant de la réaction accélérée.
Il est donc préférable de doser le germe de sulfure dans le système de précipitation du sulfure pour accélérer la réaction à une température inférieure. L'utilisation du germe peut accélérer la précipitation du sulfure et, dans le même temps, empêcher le dépôt du sulfure formé sur les parois de la cuve. Ces effets résultent de la nucléation du sulfure sur les surfaces du germe pour faciliter son dépôt et pour empêcher ainsi la formation de fins noyaux de sulfure dans la cuve. En outre, le diamètre des particules formées peut être régulé en ajustant le diamètre du germe.
Le germe de sulfure n'est pas limité, et peut être facultativement choisi parmi divers composés ayant une fonction de nucléation. Toutefois, un sulfure est préférable, du fait que le dépôt du cristal sur un composé dissemblable est plus difficile. A titre d'exemple, le recyclage des sulfures mixtes de nickel et de cobalt: formés dans ce procédé est éconDmiquement plus avantageux. Le taux de dose de sulfure est de préférence de 100 à 300 % en masse sur la base de la concentration en nickel du liquide.
L'étape de précipitation de sulfure peul: produire la solution de sulfure contenant du nickel et du cobalt de faible concentration en impuretés et la liqueur stérile, cette dernière étant à un pH d'environ 1 à 3, et contenant: de manière marginale des impuretés (par exemple du fer, du magnésium et du manganèse, qui restent non soufrés), et du nickel et du cobalt perdus dans la liqueur. A titre d'exemple, elle contient du nickel et du cobalt à 40 et 5 mg/L.
Comme décrit plus haut, la liqueur stérile n'entraîne aucune formation d'hydroxyde même lorsqu'elle est recyclée en tant que solution de lavage pour l'étape de séparation liquide-solide, du fait qu'elle ne contient guère de nickel et est maintenue à un faible niveau de pH. Elle peut être recyclée, bien que contenant des impuretés, par exemple du fer, du magnésium et: du manganèse, à une concentration plus élevée que celle d'une solution fraîche, du fait qu'elle exerce un effet négatif dans une mesure limitée sur les étapes à partir de la neutralisation.
Le procédé de la présente invention, comprenant une série des étapes décrites ci-dessus, peut atteindre 5 un haut rendement de récupération de nickel.
Exemples
La présente invention est décrite plus en détail par l'EXEMPLE de la présente invention et l'EXEMPLE COMPARATIF, qui ne limitent en aucune manière la présente invention. On a analysé les mtaux par spectrométrie à émission ICP dans ces exemples. Les minerais de latérite utilisés dans ces exemples étaient les mêmes que ceux utilisés pour décrire l'étape de lixiviation, à savoir, ceux ayant une camposition donnée dans le tableau 1.
EXEMPLE 1
On a traité les minerais de latérite par les étapes de lixiviation, de séparation solide-liquide, de neutralisation et de précipitation de sulfure pour le procédé de la présente invention.
(1) Etape de lixiviation Cette étape traitait les minerais de latérite mis en suspension épaisse par la lixiviation sous pression à température élevée dans un autoclave avec de l'acide sulfurique à 98 dans les conditions suivantes: [Conditions de lixiviation] Température de lixiviation: 245 C Température de lixiviation: 60 minutes Concentration finale en acide sulfurique libre:40 g/L (à la fin de l'opération de lix_viation) Concentration de la suspension épaisse: 30 % en masse (2) Etape de séparation solide-liquide Cette étape lavait la suspension épaisse lixiviée produite dans l'étape ci-dessus par un épaississeur dans 7 étapes à contre-courant dans les conditions suivantes. On a déterminé la perte de nickel dans le résidu déchargé de cette étape. Les résultats sont donnés dans le tableau 2.
[Conditions de séparation solide-liquide] Concentration en solide du résidu stab.lisé : 40 et 45 % en masse Concentration en Ni de la liqueur d'attaque: 7 g/L Solution de lavage: eau ou liqueur stérile (concentration en Ni: 0,04 g/L, pH:1,5) déchargées de l'étape de précipitation de sulfure Rapport de lavage (le volume de solution de lavage divisé par le volume du liquide contenu dans.Le résidu, servant d'indice pour le volume de solution de lavage) . 1,2 à 1,8.
Tableau 2
Solution de lavage Eau Liqueur stérile Concentration en 40 45 40 solide du résidu stabilisé (%) Rapport de lavage 1,2 1,6 1,8 1,2 1,6 1,8 1,8 Perte de Ni (à la 5, 5 1, 8 1, 2 4, 6 1, 5 1, 0 0, 7 7ème étape) (ô: On trouve, comme montré dans le tableau 2, que la perte de nickel diminue à mesure que le rapport de lavage, à savoir le volume de solution de lavage par rapport au volume de résidu, augmente, et également que la perte diminue à mesure que la concentration en solide du résidu stabilisé augmente, résultant d'un rapport diminué de la solution contenant le nickel déposé sur le résidu. On trouve également que la liqueur stérile peut assurer une perte de nickel inférieure à l'eau, qu'il est concevable d'attribuer au fait que le nickel stabilisé sous la forme d'hydroxyde par suite d'un niveau de pH localement accrû dans l'étape de neutralisation est re-dissous et rcupéré.
(3) Etape de neutralisation Cette étape neutralisait la liqueur d'attaque produite dans l'étape ci-dessus dans les conditions suivantes. On a déterminé la consommation du neutraliseur, le rendement en précipité de neutralisation, et les concentrations en Fe, Ca et Ni + Co du précipité. Les résultats sont donnes dans le
tableau 3.
[Conditions de neutralisation] Liqueur d'attaque: concentration en Ni: 3, 9 g/L, concentration en Co: 0,8 g/L, concentration-i en Fe: 25 5,4 g/L et concentration en acide sulfurique: 4,6 g/L Volume de la solution de réaction: 2 L Température de réaction: 60 C pH de réaction: 3,2 Neutraliseur: 25 en masse de suspension épaisse de carbonate de calcium Temps de réaction: 1 heure
Tableau 3
Soufflage Consommation Rendement de Qualité du d'air de précipité de précipité de neutraliseur neutralisation (g) (g) neutralisation (o en masse) Fe Ca Ni+Co EXEMPLE 1 Oui 27,8 31 19 15 3 EXEMPLE Non 36, 2 40 27 11 2 COMPARATIF 1 On trouve, comme montré dans le tableau 3, que le système de neutralisation sans aucun soufflage d'air présente un rendement inférieur en précipité, une perte de nickel et une consommation de neItraliseur inférieures au cas avec un soufflage d'air, ce qui est décrit plus tard. Ces résultats indiquent que l'on peut minimiser la perte de nickel provoquée par dépôt dans l'étape de neutralisation dans laquelle on n'oxyde pas de fer.
(4) Etape de précipitation de sulfure Cette étape soufflait du sulfure d'hydrogène gazeux dans la liqueur mère produite dans l'étape ci- dessus destinée à sulfurer, et on a déterminé la concentration du nickel restant dans la liqueur stérile. Les résultats sont donnés sur la figure 3.
[Conditions de sulfuration] Liqueur mère: concentration en Ni: 3,28 g/L, pH:3,5 Température de réaction: 80 et 90 C Germe de sulfure: sulfures mixtes, dosés à 200 à 800 % en masse sur la base de la concentration en 25 nickel du liquide.
Température de réaction: 1 heure.
On trouve, comme montré sur la figure 3, qu'une concentration cible (0,04 g/L) du nickel restant dans la liqueur stérile peut être essentiellement; atteinte même à une température de réaction relativement faible d'environ 8C C, lorsque l'on dose le germe de sulfure à 200 à 800 en masse.
EXEMPLE COMPARATIF 1
On a neutralisé la liqueur d'attaque préparée dans les mêmes conditions que celle de l'exemple dans les conditions suivantes. On a déterminé la consommation du neutraliseur, le rendement en précipité de neutralisation, et les concentrations en Fe, en Ca et en Ni + Co du précipité. Les résultats sont donnés dans
le tableau 3
[Conditions de neutralisation] Liqueur d'attaque: concentration en Ni 3,9 g/L, concentration en Co: 0,3 g/L, concentration en Fe: 20 5,4 g/L, et concentration en acide sulfurique: 4,8 g/L Volume de la solution de réaction: 2 L Température de réaction: 60 C pH de réaction: 3,2 Neutraliseur: 25 % en masse de suspension épaisse 25 de carbonate de calcium (quantité de carbonate de calcium: 36,2 g) Temps de réaction: 1 heure Vitesse de soufflage d'air: 1 L/minute (pour 2 L de la liqueur) On trouve, comme montré dans le tableau 3, que le soufflage d'air augmente le rendement en précipité et la consommation de neutraliseur, résultant de la conversion totale du fer en un hydroxyde de fer trivalent et de la stabilisation du fer.
Il ressort, comme décrit ci-dessus, que le procédé de la présente invention est approprié en tant que procédé basé sur une lixiviation effectuée à température et pression élevées, que l'on adopte en tant que procédé hydrométallurgique des minerais d'oxyde de nickel. Le procédé de la présente invention peut réaliser une étape de lixiviation simplifiée, et une consommation de neutraliseur et une production de précipité réduite dans une étape de neutralisation. En tant que tel, il est un procédé simplifié el; rentable en tant que tout.
Bien entendu, l'invention n'est pas limitée aux exemples de réalisation ci-dessus décrits et représentés, à partir desquels on pourra prévoir d'autres modes et d'autres formes de réalisation, sans pour autant sortir du cadre de l'invention.
Claims (5)
1. Procédé hydrométallurgique destiné à récupérer le nickel et le cobalt de minerais d'oxyde de nickel (5), qui comprend: (1) une étape de lixiviation qui agite le minerai 5 mis en suspension épaisse en présence d'acide sulfurique à 220 à 280 C pour produire la suspension épaisse lixiviée (6), (2) une étape de séparation solide-liquide qui lave la suspension épaisse lixiviée (6) dans de multiples étapes pour produire la liqueur d'attaque (7) et le résidu lixivié (8), la première contenant le nickel et le cobalt, (3) une étape de neutralisation qui traite la liqueur d'attaque (7) en présence de carbonate de calcium incorporé pour maintenir le niveau de pH à 4 ou moins, tout en supprimant l'oxydation de la liqueur, pour produire la suspension épaisse de précipité de neutralisation (9) et la liqueur mère (10) pour la récupération du nickel, la première contenait le fer trivalent, et (4) une étape de précipitation de sulfure qui souffle du sulfure d'hydrogène gazeux dans]a liqueur mère (10) pour produire le sulfure (11) et].a liqueur stérile (12), le premier contenant le nick:el et le cobalt.
2. Procédé selon la revendication 1, dans lequel la concentration en acide sulfurique libre est maintenue à 25 à 50 g/L dans l'étape de lixiviation (1) à la fin de l'opération de lixiviation.
3. Procédé selon la revendication 1, dans lequel l'étape de séparation solide-liquide (2) u:ilise la liqueur stérile (12) en tant que solution de lavage.
4. Procédé selon la revendication 1, dans lequel un germe de sulfure est dosé à l'étape de précipitation de sulfure (4).
5. Procédé selon la revendication 1, dans lequel 5 la suspension épaisse de précipité de neutralisation (9) est recyclée vers l'étape de séparation solide-liquide.
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AU2007100742B4 (en) * | 2006-01-10 | 2008-04-03 | Murrin Murrin Operations Pty Ltd | Method for the Precipitation of Nickel |
EP1971696A4 (fr) * | 2006-01-10 | 2013-09-04 | Murrin Murrin Operations Pty | Procédé de précipitation de nickel |
AU2007234313B2 (en) * | 2006-03-31 | 2011-12-01 | Bioteq Environmental Technologies Inc. | Nickel sulphide precipitation processes |
CN100371471C (zh) * | 2006-06-02 | 2008-02-27 | 云南锡业集团有限责任公司 | 一种氧化镍矿的处理方法 |
JP4631818B2 (ja) * | 2006-06-27 | 2011-02-16 | 住友金属鉱山株式会社 | ニッケル酸化鉱石の湿式製錬方法 |
AU2007271672A1 (en) * | 2006-07-03 | 2008-01-10 | Curlook Enterprises Inc. | Metal recovery system as applied to the high pressure leaching of limonitic nickel laterite ores |
JP2008231470A (ja) * | 2007-03-19 | 2008-10-02 | Sumitomo Metal Mining Co Ltd | 硫化工程の反応制御方法 |
JP5405768B2 (ja) * | 2007-09-27 | 2014-02-05 | Jx日鉱日石金属株式会社 | 貴金属含有金属硫化物からの有価物回収方法 |
JP5125543B2 (ja) * | 2008-01-23 | 2013-01-23 | 住友金属鉱山株式会社 | ニッケル及びコバルトを含む硫化物の製造方法 |
JP5125597B2 (ja) * | 2008-02-25 | 2013-01-23 | 住友金属鉱山株式会社 | ニッケル酸化鉱石の湿式製錬方法 |
WO2009114903A1 (fr) * | 2008-03-20 | 2009-09-24 | Bhp Billiton Ssm Development Pty Ltd | Procédé permettant de récupérer du nickel et/ou du cobalt de minerais de latérite à teneur en fer élevée |
JP5572928B2 (ja) | 2008-07-25 | 2014-08-20 | 住友金属鉱山株式会社 | ニッケル酸化鉱石の湿式製錬方法 |
JP5287010B2 (ja) * | 2008-07-31 | 2013-09-11 | 住友金属鉱山株式会社 | ニッケル酸化鉱石の湿式製錬方法 |
JP5287016B2 (ja) * | 2008-08-07 | 2013-09-11 | 住友金属鉱山株式会社 | 亜鉛硫化物の分離方法 |
AU2009212947B2 (en) * | 2008-09-19 | 2014-06-05 | Sumitomo Metal Mining Co., Ltd. | Hydrometallurgical process of nickel laterite ore |
JP5245768B2 (ja) | 2008-11-28 | 2013-07-24 | 住友金属鉱山株式会社 | ニッケル及びコバルトを含む硫化物の製造方法 |
JP5157943B2 (ja) | 2009-02-04 | 2013-03-06 | 住友金属鉱山株式会社 | 硫酸酸性水溶液からのニッケル回収方法 |
JP5359392B2 (ja) * | 2009-03-09 | 2013-12-04 | 住友金属鉱山株式会社 | 排水からのマンガンの除去方法 |
AU2010309185B2 (en) * | 2009-10-19 | 2014-05-22 | Sumitomo Metal Mining Co., Ltd. | Wet smelting plant for nickel oxide ore and method for operating same |
JP4888578B2 (ja) * | 2010-04-15 | 2012-02-29 | 住友金属鉱山株式会社 | ニッケル酸化鉱石の湿式精錬プラント及びその操業方法 |
JP5359989B2 (ja) * | 2010-05-18 | 2013-12-04 | 住友金属鉱山株式会社 | 生成硫化物の付着防止方法 |
JP5445777B2 (ja) * | 2010-07-28 | 2014-03-19 | 住友金属鉱山株式会社 | 低品位ニッケル酸化鉱石からのフェロニッケル製錬原料の製造方法 |
JP5141781B2 (ja) | 2011-01-25 | 2013-02-13 | 住友金属鉱山株式会社 | 鉱石スラリーの製造方法 |
CN102094093A (zh) * | 2011-03-04 | 2011-06-15 | 徐伟 | 一种回转窑直接还原红土镍矿生产镍铁合金粒的方法 |
US8597601B2 (en) * | 2011-06-03 | 2013-12-03 | Vale S.A. | Selective base metals leaching from laterite ores |
JP5516534B2 (ja) | 2011-08-22 | 2014-06-11 | 住友金属鉱山株式会社 | ニッケル回収ロスの低減方法、ニッケル酸化鉱石の湿式製錬方法、並びに硫化処理システム |
JP5716636B2 (ja) * | 2011-11-04 | 2015-05-13 | 住友金属鉱山株式会社 | 金属の硫化物沈殿方法 |
JP5257501B2 (ja) | 2011-11-04 | 2013-08-07 | 住友金属鉱山株式会社 | 鉱石スラリーの製造方法及び金属製錬方法 |
CN103946401A (zh) * | 2011-11-22 | 2014-07-23 | 住友金属矿山株式会社 | 高纯度硫酸镍的制造方法 |
JP5867015B2 (ja) * | 2011-11-24 | 2016-02-24 | 住友金属鉱山株式会社 | 高純度硫酸ニッケルの製造方法 |
JP5447595B2 (ja) | 2011-12-20 | 2014-03-19 | 住友金属鉱山株式会社 | ニッケル酸化鉱石の湿式製錬における操業方法 |
WO2013100626A1 (fr) * | 2011-12-28 | 2013-07-04 | 주식회사 포스코 | Procédé de récupération de ferronickel à partir de minerai de nickel |
JP5834960B2 (ja) * | 2012-01-26 | 2015-12-24 | 住友金属鉱山株式会社 | 鉱石スラリー製造工程におけるシックナー装置及びその操業管理方法 |
JP5348267B2 (ja) | 2012-03-06 | 2013-11-20 | 住友金属鉱山株式会社 | 脱亜鉛処理プラント及び脱亜鉛プラントの操業方法、並びにニッケル酸化鉱石の湿式製錬方法 |
JP5435058B2 (ja) | 2012-03-06 | 2014-03-05 | 住友金属鉱山株式会社 | 中和処理方法及び中和処理プラント |
JP5424139B2 (ja) * | 2012-03-19 | 2014-02-26 | 住友金属鉱山株式会社 | 製鉄用ヘマタイトの製造方法 |
JP5672560B2 (ja) * | 2012-03-29 | 2015-02-18 | 住友金属鉱山株式会社 | 高純度硫酸ニッケルの製造方法 |
WO2013150642A1 (fr) | 2012-04-06 | 2013-10-10 | 住友金属鉱山株式会社 | Procédé de récupération de chromite, et procédé de fusion humide de minerai d'oxyde de nickel |
JP5387755B2 (ja) | 2012-04-26 | 2014-01-15 | 住友金属鉱山株式会社 | 高圧酸浸出工程におけるオートクレーブへの原料スラリーと硫酸の添加方法及びオートクレーブ |
JP5500208B2 (ja) * | 2012-06-12 | 2014-05-21 | 住友金属鉱山株式会社 | 中和処理方法 |
JP5418660B2 (ja) | 2012-06-19 | 2014-02-19 | 住友金属鉱山株式会社 | 高圧酸浸出工程におけるオートクレーブ装置 |
JP5617877B2 (ja) | 2012-08-13 | 2014-11-05 | 住友金属鉱山株式会社 | ニッケル酸化鉱製錬における排水処理方法 |
JP5904100B2 (ja) | 2012-11-20 | 2016-04-13 | 住友金属鉱山株式会社 | 中和スラリーの沈降分離方法、並びにニッケル酸化鉱石の湿式製錬方法 |
JP5652460B2 (ja) * | 2012-11-28 | 2015-01-14 | 住友金属鉱山株式会社 | 中和処理方法及び中和剤 |
JP5700029B2 (ja) | 2012-12-11 | 2015-04-15 | 住友金属鉱山株式会社 | 硫化水素を含む貧液の処理方法及び処理装置 |
JP5720665B2 (ja) * | 2012-12-11 | 2015-05-20 | 住友金属鉱山株式会社 | 重金属除去方法及び重金属除去装置 |
RU2502811C1 (ru) * | 2012-12-19 | 2013-12-27 | Федеральное Государственное Бюджетное Учреждение Науки Институт Химии И Химической Технологии Сибирского Отделения Российской Академии Наук (Иххт Со Ран) | Способ переработки окисленных никелевых руд |
JP5609997B2 (ja) | 2013-01-10 | 2014-10-22 | 住友金属鉱山株式会社 | スラリー移送設備、並びにスラリーの移送制御方法 |
JP5626378B2 (ja) | 2013-01-10 | 2014-11-19 | 住友金属鉱山株式会社 | 脱亜鉛プラントの操業方法 |
JP5644878B2 (ja) | 2013-01-21 | 2014-12-24 | 住友金属鉱山株式会社 | 固液分離処理方法、並びにニッケル酸化鉱石の湿式製錬方法 |
JP5598778B2 (ja) | 2013-01-25 | 2014-10-01 | 住友金属鉱山株式会社 | 高純度硫酸ニッケルの製造方法、及びニッケルを含む溶液からの不純物元素除去方法 |
CN104718301B (zh) | 2013-02-12 | 2017-06-30 | 住友金属矿山株式会社 | 镍氧化矿石的湿式冶炼方法 |
JP5569611B1 (ja) | 2013-03-08 | 2014-08-13 | 住友金属鉱山株式会社 | ニッケル酸化鉱石の湿式製錬プラント、並びにその湿式製錬プラントの操業方法 |
JP5790726B2 (ja) | 2013-03-19 | 2015-10-07 | 住友金属鉱山株式会社 | ニッケル酸化鉱石の湿式製錬方法 |
AU2014258564A1 (en) | 2013-04-23 | 2015-11-12 | Sumitomo Metal Mining Co., Ltd. | Hydrometallurgy method for nickel oxide ore |
JP5644900B1 (ja) | 2013-06-14 | 2014-12-24 | 住友金属鉱山株式会社 | 排水処理方法 |
JP5880488B2 (ja) | 2013-06-17 | 2016-03-09 | 住友金属鉱山株式会社 | ヘマタイトの製造方法、並びにそのヘマタイト |
JP5440823B1 (ja) * | 2013-09-18 | 2014-03-12 | 住友金属鉱山株式会社 | 製鉄用ヘマタイトの製造方法 |
JP5861694B2 (ja) * | 2013-12-16 | 2016-02-16 | 住友金属鉱山株式会社 | マンガンの溶出抑制方法 |
JP5828923B2 (ja) | 2014-01-30 | 2015-12-09 | 国立大学法人高知大学 | ニッケル粉の製造方法 |
JP5800255B2 (ja) * | 2014-02-27 | 2015-10-28 | 住友金属鉱山株式会社 | 製鉄用ヘマタイトの製造方法 |
JP6206287B2 (ja) * | 2014-03-26 | 2017-10-04 | 住友金属鉱山株式会社 | 銅製錬において発生する廃酸の処理方法 |
JP5871026B2 (ja) * | 2014-05-13 | 2016-03-01 | 住友金属鉱山株式会社 | 硫酸酸性溶液の中和方法、およびニッケル酸化鉱石の湿式製錬方法 |
US10457565B2 (en) | 2014-09-18 | 2019-10-29 | Sumitomo Metal Mining Co., Ltd. | Production method for hematite for iron production |
JP5692458B1 (ja) * | 2014-11-04 | 2015-04-01 | 住友金属鉱山株式会社 | 固液分離処理方法、並びにニッケル酸化鉱石の湿式製錬方法 |
JP6004019B2 (ja) | 2014-11-21 | 2016-10-05 | 住友金属鉱山株式会社 | コーンバルブ |
CN104651609A (zh) * | 2014-12-31 | 2015-05-27 | 金川集团股份有限公司 | 一种从红土镍矿中回收镍、钴和铁的方法 |
JP6004023B2 (ja) | 2015-02-02 | 2016-10-05 | 住友金属鉱山株式会社 | スカンジウムの回収方法 |
CA2976318C (fr) | 2015-02-12 | 2018-03-20 | Sumitomo Metal Mining Co., Ltd. | Installation d'addition d'acide sulfurique et son procede de fonctionnement |
JP6036875B2 (ja) | 2015-02-24 | 2016-11-30 | 住友金属鉱山株式会社 | ニッケル酸化鉱石の湿式製錬方法 |
JP5971364B1 (ja) | 2015-02-25 | 2016-08-17 | 住友金属鉱山株式会社 | 鉱石スラリーの前処理方法、鉱石スラリーの製造方法 |
JP6222141B2 (ja) | 2015-03-05 | 2017-11-01 | 住友金属鉱山株式会社 | ニッケル硫化物の製造方法、ニッケル酸化鉱石の湿式製錬方法 |
JP2016194124A (ja) * | 2015-04-01 | 2016-11-17 | 住友金属鉱山株式会社 | ニッケル及びコバルトの混合硫化物の製造方法、ニッケル酸化鉱石の湿式製錬方法 |
JP6020651B1 (ja) | 2015-05-12 | 2016-11-02 | 住友金属鉱山株式会社 | 鉱石スラリーの前処理方法、鉱石スラリーの製造方法 |
CN105018727B (zh) * | 2015-07-30 | 2017-03-08 | 郴州市金贵银业股份有限公司 | 一种湿法综合回收铅铋钴镍钼方法 |
JP6746890B2 (ja) | 2015-09-25 | 2020-08-26 | 住友金属鉱山株式会社 | 比重分離装置 |
JP6561897B2 (ja) * | 2016-04-06 | 2019-08-21 | 住友金属鉱山株式会社 | 気体供給装置 |
JP6819087B2 (ja) | 2016-06-21 | 2021-01-27 | 住友金属鉱山株式会社 | ニッケル粉の製造方法、ニッケル粉の製造装置 |
JP6828359B2 (ja) | 2016-10-07 | 2021-02-10 | 住友金属鉱山株式会社 | ニッケル酸化鉱の湿式製錬方法 |
JP6589950B2 (ja) * | 2017-08-16 | 2019-10-16 | 住友金属鉱山株式会社 | 浸出処理方法、ニッケル酸化鉱石の湿式製錬方法 |
KR101950314B1 (ko) * | 2017-08-31 | 2019-02-20 | 고려아연 주식회사 | 니켈 산화광으로부터 습식 및 건식 공정을 조합한 경제적 니켈 제련 공법 |
JP2019077928A (ja) * | 2017-10-26 | 2019-05-23 | 住友金属鉱山株式会社 | 中和処理方法およびニッケル酸化鉱石の湿式製錬方法 |
JP6729536B2 (ja) * | 2017-11-08 | 2020-07-22 | 住友金属鉱山株式会社 | 浸出処理方法、ニッケル酸化鉱石の湿式製錬方法 |
JP6624464B2 (ja) | 2017-12-21 | 2019-12-25 | 住友金属鉱山株式会社 | ニッケル粉の製造方法 |
JP7003848B2 (ja) * | 2018-06-14 | 2022-01-21 | 住友金属鉱山株式会社 | スラリーを輸送するポンプの選定方法 |
JP7318539B2 (ja) * | 2020-01-09 | 2023-08-01 | 住友金属鉱山株式会社 | 塩化ニッケル溶液を製造する方法及びニッケル硫化物の製造方法 |
CN112553463A (zh) * | 2020-11-27 | 2021-03-26 | 核工业北京化工冶金研究院 | 一种黑色页岩铀钒矿的浸出方法 |
JP2023054604A (ja) * | 2021-10-04 | 2023-04-14 | プライムプラネットエナジー&ソリューションズ株式会社 | 硫酸ニッケルの製造方法 |
Citations (4)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
US3761566A (en) * | 1971-09-13 | 1973-09-25 | American Metal Climax Inc | Leaching of nickel lateritic ores with waste iron sulfate solutions |
EP0547744A1 (fr) * | 1991-10-09 | 1993-06-23 | PACIFIC METALS Co., Ltd. | Procédé pour la récupération de métaux à partir de minerais d'oxydes |
WO2000056942A1 (fr) * | 1999-03-24 | 2000-09-28 | Compass Resources Nl | Procede de recuperation de metaux precieux |
US6391089B1 (en) * | 2000-11-29 | 2002-05-21 | Walter Curlook | Acid leaching of nickel laterite ores for the extraction of their nickel and cobalt values |
Family Cites Families (7)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
US3082080A (en) * | 1960-05-02 | 1963-03-19 | Freeport Sulphur Co | Leaching of chromium, nickel, cobalt and manganese from ores |
US3146091A (en) * | 1961-08-24 | 1964-08-25 | Benguet Cons Inc | Method and process for the extraction of nickel and cobalt from ores |
CA922903A (en) * | 1970-07-08 | 1973-03-20 | The International Nickel Company Of Canada | Acid leaching of lateritic ore |
US3720749A (en) * | 1970-08-26 | 1973-03-13 | American Metal Climax Inc | Treatment of nickel leach liquor |
US3991159A (en) * | 1975-01-09 | 1976-11-09 | Amax Inc. | High temperature neutralization of laterite leach slurry |
JP3385997B2 (ja) * | 1999-02-12 | 2003-03-10 | 大平洋金属株式会社 | 酸化鉱石から有価金属を回収する方法 |
US6379636B2 (en) * | 1999-11-03 | 2002-04-30 | Bhp Minerals International, Inc. | Method for leaching nickeliferous laterite ores |
-
2005
- 2005-04-01 JP JP2005105925A patent/JP4525428B2/ja active Active
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Patent Citations (5)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
US3761566A (en) * | 1971-09-13 | 1973-09-25 | American Metal Climax Inc | Leaching of nickel lateritic ores with waste iron sulfate solutions |
EP0547744A1 (fr) * | 1991-10-09 | 1993-06-23 | PACIFIC METALS Co., Ltd. | Procédé pour la récupération de métaux à partir de minerais d'oxydes |
JPH06116660A (ja) * | 1991-10-09 | 1994-04-26 | Taiheiyo Kinzoku Kk | 酸化鉱石から有価金属を回収する方法 |
WO2000056942A1 (fr) * | 1999-03-24 | 2000-09-28 | Compass Resources Nl | Procede de recuperation de metaux precieux |
US6391089B1 (en) * | 2000-11-29 | 2002-05-21 | Walter Curlook | Acid leaching of nickel laterite ores for the extraction of their nickel and cobalt values |
Non-Patent Citations (1)
Title |
---|
"A NEW GENERATION OF PRESSURE LEACH PROJECTS", SULPHUR, BRITISH SULPHUR PUBLISHING, LONDON, GB, no. 262, May 1999 (1999-05-01), pages 47 - 51,53, XP000825986, ISSN: 0039-4890 * |
Also Published As
Publication number | Publication date |
---|---|
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AU2005201775B2 (en) | 2011-01-06 |
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