JP2000313928A - Method for recovering nickel and scandium from oxidized ore - Google Patents

Method for recovering nickel and scandium from oxidized ore

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JP2000313928A
JP2000313928A JP11155551A JP15555199A JP2000313928A JP 2000313928 A JP2000313928 A JP 2000313928A JP 11155551 A JP11155551 A JP 11155551A JP 15555199 A JP15555199 A JP 15555199A JP 2000313928 A JP2000313928 A JP 2000313928A
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Abstract

PROBLEM TO BE SOLVED: To recover useful Ni and Sc at high yield by leaching oxidized ore contg. Ni and Sc with acid, adding this leach liq. with a neutralizer, controlling the pH into specified ranges in plural stages and producing precipitates. SOLUTION: Ni-contg. oxidized ore is subjected to leaching treatment at high temp. under high pressure with sulfuric acid, hydrochloric acid, nitric acid or the like to obtain a treating soln. contg. iron, Al, Ni and Sc. This treating soln. is added with a neutralizer to control the pH to the range of 2 to 4, and iron and Al in the leach liq. are removed as precipitates. The liq. freed from iron and Al is added with a neutralizer to control the pH to the range of >4 to 7.5, and Sc in the soln. is recovered as precipitates. Moreover, it is added with a neutralizer to control the pH to >7.5, and Ni in the soln. is recovered as precipitates. As the neutralizers, alkali oxides such as the oxides, carbonates and hydroxides of Mg, Ca and Na are used. This method can be executed in such a manner that a combination of the 1st, 2nd and 3rd neutralizing stages is changed.

Description

【発明の詳細な説明】DETAILED DESCRIPTION OF THE INVENTION

【0001】[0001]

【発明の属する技術分野】本発明はニッケルとスカンジ
ウムを含有する酸化鉱石からニッケルとスカンジウムを
回収する方法に関する。
The present invention relates to a method for recovering nickel and scandium from an oxide ore containing nickel and scandium.

【0002】[0002]

【従来の技術】スカンジウムは、高演色ランプとして体
育館やホテルなどに使用されるメタルハライドランプへ
の封入物、固体レーザー発振源としてのレーザー用単結
晶への添加剤、ディスプレイ用ブラウン管の長残光オレ
ンジ色蛍光体、強誘電体材料、圧電材料等に使用されて
いる。また近年、ルイス酸触媒としての用途も有望で、
次世代を担う新触媒としてスカンジウム化合物への期待
が大きい。
2. Description of the Related Art Scandium is used as a high color rendering lamp in metal halide lamps used in gymnasiums and hotels, as an additive to single crystals for lasers as a solid laser oscillation source, and as a long afterglow orange for cathode ray tubes for displays. It is used for color phosphors, ferroelectric materials, piezoelectric materials and the like. In recent years, its use as a Lewis acid catalyst is also promising,
There is great hope for scandium compounds as new catalysts for the next generation.

【0003】一方、資源としてのスカンジウムは、地殻
中に5〜10ppm程度含まれているが、スカンジウム
源として単独で工業的に利用できる鉱石はほとんど無い
に等しい。現在、工業的には、含有量がわずかに数pp
mから数十ppmの、錫、チタン、タングステン、ウラ
ン、タンタル、ニオブ、ボーキサイト等の精錬残滓がス
カンジウム含有原料として利用されている。
On the other hand, scandium as a resource is contained in the earth's crust at about 5 to 10 ppm, but there is almost no ore that can be industrially used alone as a scandium source. Currently, industrially, the content is only a few pp
Refining residues of tin, titanium, tungsten, uranium, tantalum, niobium, bauxite, etc., of from m to several tens ppm are used as scandium-containing raw materials.

【0004】この様な原料からスカンジウムを回収する
方法として、従来は、前記精練残滓を大気圧下、酸浸出
した後、溶媒抽出、キレート抽出、イオン交換等の種々
の方法でスカンジウム以外の不純物を除去することによ
り分離回収されている。この様なスカンジウム回収方法
には次の様な問題がある。 酸浸出時に、スカンジウム以外に多量に含有される
鉄やアルミニウム等が同時に、しかもスカンジウムとほ
ぼ同じ比率で浸出される。このため、浸出液中の鉄やア
ルミニウムの濃度はスカンジウムの数百倍にもなり、以
後の液処理が複雑となる。 例えば、鉄やアルミニウムを酸浸出液から水酸化物
として除去する場合、その水酸化物はゲル状物質とな
り、除去が非常に困難である。 鉄やアルミニウムを酸浸出液から溶媒抽出、キレー
ト抽出、イオン交換により除去する場合、鉄やアルミニ
ウムの濃度を薄くする必要があり、液処理量が非常に多
くなるばかりか、最終的には鉄やアルミニウムの廃液処
理をしなければならない。 スカンジウムを高率で浸出しようとすれば、スカン
ジウム以外に多量に含有される鉄やアルミニウム等もス
カンジウムと同じ比率で浸出されるため、多量の酸が必
要となる。
As a method of recovering scandium from such a raw material, conventionally, impurities other than scandium are removed by various methods such as solvent extraction, chelate extraction, and ion exchange after acid leaching of the scouring residue under atmospheric pressure. It is separated and recovered by removal. Such a scandium recovery method has the following problems. At the time of acid leaching, iron, aluminum, and the like, which are contained in large amounts other than scandium, are simultaneously leached at substantially the same ratio as scandium. For this reason, the concentration of iron or aluminum in the leachate is several hundred times higher than that of scandium, and the subsequent liquid treatment becomes complicated. For example, when iron or aluminum is removed as a hydroxide from an acid leaching solution, the hydroxide becomes a gel-like substance and is very difficult to remove. When iron or aluminum is removed from an acid leachate by solvent extraction, chelate extraction, or ion exchange, it is necessary to reduce the concentration of iron or aluminum. Wastewater treatment. If scandium is to be leached at a high rate, a large amount of acid is required because iron and aluminum, which are contained in large amounts other than scandium, are also leached at the same ratio as scandium.

【0005】[0005]

【発明が解決しようとする課題】本発明は、前記のよう
な問題点を解決し、ニッケルとスカンジウムの新規な回
収法を提供することを目的とする。特にニッケルと微量
のスカンジウムを同時に含む酸化鉱石からニッケルとス
カンジウムを回収する新規な方法を提供することを目的
としている。
SUMMARY OF THE INVENTION An object of the present invention is to solve the above problems and to provide a new method for recovering nickel and scandium. In particular, it is an object of the present invention to provide a novel method for recovering nickel and scandium from an oxide ore containing nickel and a trace amount of scandium at the same time.

【0006】[0006]

【課題を解決するための手段】本発明者等は、ニッケル
含有酸化鉱石中に、微量ではあるが、クラーク数の2〜
20倍のスカンジウムが存在していることを発見し、こ
のスカンジウムを効率良く回収するための研究を種々重
ねた結果、高温高圧下で酸浸出すると、前記酸化鉱石中
の鉄とアルミニウムの浸出が抑制される一方、ニッケル
とスカンジウムはほぼ全量が選択的に効率良く浸出され
ることを発見した。
Means for Solving the Problems The present inventors have found that a small amount of a Clark number of 2 to 2 is contained in a nickel-containing oxide ore.
As a result of discovering that 20 times as much scandium was present and conducting various studies to efficiently recover this scandium, the acid leaching under high temperature and high pressure suppressed the leaching of iron and aluminum in the oxide ore. On the other hand, they found that almost all nickel and scandium were selectively and efficiently leached.

【0007】そして、この酸浸出液は、鉄、アルミニウ
ム等の不純物含有量が少なく、浸出液をPH調整するだ
けでニッケルとスカンジウムを高濃度の沈殿物として回
収できることを見いだし、本発明に至ったものである。
The acid leaching solution has a low content of impurities such as iron and aluminum, and it has been found that nickel and scandium can be recovered as a high-concentration precipitate only by adjusting the pH of the leaching solution. is there.

【0008】すなわち、本発明は、ニッケル含有酸化鉱
石を、順次下記(1)〜(4)の工程で処理することに
より、ニッケル含有酸化鉱石からスカンジウムとニッケ
ルを回収することを特徴とするものである。
[0008] That is, the present invention is characterized in that scandium and nickel are recovered from a nickel-containing oxide ore by sequentially treating the nickel-containing oxide ore in the following steps (1) to (4). is there.

【0009】その要旨は特許請求の範囲の請求項1に記
載のように、(1)前記酸化鉱石を高温高圧下で酸によ
り浸出してニッケルとスカンジウムを含む浸出液を得る
浸出工程と、(2)前記浸出液に中和剤を加えてpHを
2〜4の範囲に調整することにより、前記浸出液中の鉄
とアルミニウムを沈殿物として除去する第一中和工程
と、(3)前記第一中和工程で前記沈殿物を除去した後
の溶液に、中和剤を加えてpHを4超〜7.5の範囲に
調整することにより溶液中のスカンジウムを沈殿物とし
て回収する第二中和工程と、(4)更に中和剤を加えて
pHを7.5超に調整することにより、溶液中のニッケ
ルを沈殿物として回収する第三中和工程とからなる。
The gist of the invention is as follows: (1) a leaching step of leaching the oxide ore with an acid under a high temperature and a high pressure to obtain a leaching solution containing nickel and scandium; A) a neutralization step of adding iron and aluminum in the leachate as a precipitate by adding a neutralizing agent to the leachate to adjust the pH to a range of 2 to 4; A second neutralization step of adding a neutralizing agent to the solution after removing the precipitate in the summing step and adjusting the pH to a range of more than 4 to 7.5 to recover scandium in the solution as a precipitate; And (4) a third neutralization step of recovering nickel as a precipitate by adjusting the pH to more than 7.5 by further adding a neutralizing agent.

【0010】[0010]

【発明の実施の形態】以下、本発明について詳細に説明
する。本発明においては、スカンジウム回収原料として
ニッケル含有酸化鉱石を使用する。ニッケル含有酸化鉱
石としては、鉱物学的には、ラテライトやガーニエライ
トが知られており、これらの鉱石にはニッケルが0.0
5〜4.0%、鉄が15〜50%、アルミニウムが2〜
5%程度含まれており、また、0.0010〜0.01
0%のスカンジウムが含有されている。
BEST MODE FOR CARRYING OUT THE INVENTION Hereinafter, the present invention will be described in detail. In the present invention, nickel-containing oxide ore is used as a scandium recovery raw material. As mineral oxides containing nickel, laterite and garnierite are known mineralogically.
5 to 4.0%, 15 to 50% iron, 2 to aluminum
About 5%, and 0.0010 to 0.01
Contains 0% scandium.

【0011】本発明においては、まず浸出工程で、この
ようなニッケル含有酸化鉱石を酸により浸出する。
In the present invention, first, such a nickel-containing oxide ore is leached with an acid in a leaching step.

【0012】この酸による浸出において、酸を効率的に
使用し、かつ、後工程での浸出液の処理工程を容易にす
るためには、酸化鉱石からスカンジウム及びニッケルを
優先的に溶解させて、酸化鉱石に含まれる鉄、アルミニ
ウムはできるだけ浸出残滓に残すことが必要である。こ
れによって、酸の使用量が減少し、また浸出液は鉄、ア
ルミニウムの含有量が低くなって、浸出液の後処理が容
易になるためである。
In this leaching with an acid, in order to use the acid efficiently and to facilitate the processing step of the leachate in the subsequent step, scandium and nickel are preferentially dissolved from the oxide ore to oxidize. Iron and aluminum contained in the ore should be left as much as possible in the leach residue. As a result, the amount of acid used is reduced, and the leachate has a low iron and aluminum content, which facilitates post-treatment of the leachate.

【0013】このため浸出工程はオートクレーブを用
い、高温高圧で実施する。温度は150〜300℃で、
圧力は5〜60kg/cm(ゲージ圧、以下同様)、
好ましくは、温度は220〜260℃、圧力は24〜4
8kg/cmの範囲で実施する。温度が150℃未
満、圧力が5kg/cm未満であると、ニッケル及び
スカンジウムの浸出率が低くなり、浸出液の鉄、アルミ
ニウムの含有量が高くなることがあるためである。また
温度が300℃超で、圧力が60kg/cm超になる
と、ニッケル及びスカンジウムの浸出速度は速くなる
が、設備や装置が大型化してコストが嵩み、余分なエネ
ルギーを使用する等操業コストも高くなるからである。
For this reason, the leaching step is carried out at a high temperature and a high pressure using an autoclave. The temperature is 150-300 ° C,
The pressure is 5 to 60 kg / cm 2 (gauge pressure, the same applies hereinafter),
Preferably, the temperature is 220-260 ° C and the pressure is 24-4.
It is carried out in a range of 8 kg / cm 2 . If the temperature is lower than 150 ° C. and the pressure is lower than 5 kg / cm 2 , the leaching rate of nickel and scandium decreases, and the iron and aluminum contents of the leaching solution may increase. When the temperature is higher than 300 ° C. and the pressure is higher than 60 kg / cm 2 , the leaching speed of nickel and scandium increases, but the equipment and equipment become large and the cost increases, and the operating cost such as using extra energy is increased. Is also higher.

【0014】このような高温高圧は、オートクレーブ内
に加圧水蒸気を吹き込むことによって達成される。加圧
水蒸気の吹き込みは浸出液の撹拌効果もあるため、浸出
反応が促進され、浸出時間が短縮されるという効果もあ
る。なお、加圧水蒸気吹込みの他にインペラーによる撹
拌を同時に行うと、1時間以内で浸出反応を終了するこ
とが可能である。
[0014] Such high temperature and high pressure are achieved by blowing pressurized steam into the autoclave. The injection of pressurized steam also has the effect of stirring the leachate, so that the leach reaction is promoted and the leach time is shortened. In addition, when stirring by an impeller is performed simultaneously in addition to the injection of pressurized steam, the leaching reaction can be completed within one hour.

【0015】浸出工程に使用する酸は、硫酸、塩酸ある
いは硝酸のいずれでも可能であり、酸の使用量は、高温
高圧下で酸浸出して得られる浸出液のPHが、常温にお
いて0.5〜2となるように調整するのが好ましい。浸
出液のPHが0.5未満と低いと、浸出液中の鉄、アル
ミニウムの含有量が高くなり、また、後工程での中和に
多量の中和剤を使用するため好ましくない。一方、浸出
液のpHが2以上の高い値であると、ニッケル及びスカ
ンジウムの浸出率が低くなるため、好ましくない。
The acid used in the leaching step can be any of sulfuric acid, hydrochloric acid and nitric acid. The amount of acid used is such that the pH of the leaching solution obtained by acid leaching under high temperature and high pressure is 0.5 to 0.5 at room temperature. It is preferable to adjust the value to 2. If the pH of the leaching solution is as low as less than 0.5, the content of iron and aluminum in the leaching solution increases, and a large amount of neutralizing agent is used for neutralization in a subsequent step, which is not preferable. On the other hand, if the pH of the leaching solution is a high value of 2 or more, the leaching rate of nickel and scandium decreases, which is not preferable.

【0016】以上の条件で酸浸出すると、ニッケルとス
カンジウムは95%以上が浸出され、一方、鉄及びアル
ミニウムの浸出率はそれぞれ5%以下及び10%以下に
抑制される。
When acid leaching is performed under the above conditions, 95% or more of nickel and scandium are leached, while the leaching rates of iron and aluminum are suppressed to 5% or less and 10% or less, respectively.

【0017】このようにして得た、浸出工程からの浸出
液は、ニッケル、スカンジウムの他に鉄及びアルミニウ
ムも含まれており、本発明の方法においては、第一中和
工程、として、浸出液に中和剤を加えてPHを2〜4の
範囲に調整する。
The leaching solution obtained from the leaching step thus obtained contains iron and aluminum in addition to nickel and scandium, and in the method of the present invention, the leachate is used as a first neutralization step. The pH is adjusted to between 2 and 4 by adding a wetting agent.

【0018】この第一中和工程では、浸出液中の鉄とア
ルミニウムが優先的に中和され、沈殿して、ニッケル、
スカンジウムから分離される。中和剤としては、アルカ
リ化合物を用いるのが最も簡便であるが、入手可能であ
れば、アルカリ化合物を含有する鉱石等も使用可能であ
る。アルカリ化合物としてはマグネシウム、カルシウ
ム、ナトリウムの酸化物、マグネシウム、カルシウム、
ナトリウム、アンモニアの炭酸塩、あるいはマグネシウ
ム、カルシウム、ナトリウム、アンモニアの水酸化物等
が使用できる。なおpHが2未満であると鉄、アルミニ
ウムの中和沈殿が完全でなく、またPHが4超であると
鉄、アルミニウム以外にニッケル、スカンジウムの沈殿
も生成するため、第一中和工程は、pHを2〜4の範囲
に調整する必要がある。
In the first neutralization step, iron and aluminum in the leachate are preferentially neutralized and precipitated, and nickel,
Separated from scandium. As the neutralizing agent, it is most convenient to use an alkali compound, but if it is available, an ore or the like containing an alkali compound can also be used. Alkali compounds include magnesium, calcium, sodium oxide, magnesium, calcium,
Sodium and ammonia carbonates or magnesium, calcium, sodium and ammonia hydroxides can be used. If the pH is less than 2, the neutralization precipitation of iron and aluminum is not complete, and if the pH is more than 4, nickel and scandium are also precipitated in addition to iron and aluminum. It is necessary to adjust the pH to the range of 2-4.

【0019】このようにして第一中和工程で生成した鉄
及びアルミニウムの沈殿物は、ろ過等の公知の方法によ
り分離、除去し、残液として第一中和溶液を得る。
The precipitates of iron and aluminum thus formed in the first neutralization step are separated and removed by a known method such as filtration to obtain a first neutralized solution as a residual liquid.

【0020】第一中和工程から得られた第一中和溶液
は、鉄及びアルミニウムが除去されており、ニッケル及
びスカンジウムが含有されている。本発明の方法におい
ては、次に第一中和溶液にまた中和剤を加えてPHを4
超〜7.5の範囲に調整する、第二中和工程を実施す
る。
[0020] The first neutralization solution obtained from the first neutralization step is free of iron and aluminum, and contains nickel and scandium. In the method of the present invention, the neutralization agent is then added to the first neutralization solution to adjust the pH to 4%.
A second neutralization step is performed, adjusting to a range of super-7.5.

【0021】この第二中和工程では、第一中和溶液中の
スカンジウムが優先的に中和され、沈殿して、ニッケル
と分離される。中和剤としては第一中和工程の場合と同
様に、マグネシウム、カルシウム、ナトリウムの酸化
物、マグネシウム、カルシウム、ナトリウム、アンモニ
アの炭酸塩、あるいはマグネシウム、カルシウム、ナト
リウム、アンモニアの水酸化物等のアルカリ化含物が使
用できる。なおPHが4未満であるとスカンジウムの中
和沈殿が完全でなく、またPHが7.5超であるとスカ
ンジウム以外にニッケルの沈殿も生成するため、第二中
和工程では、PHを4超〜7.5の範囲に調整する必要
がある。
In the second neutralization step, scandium in the first neutralization solution is preferentially neutralized, precipitated and separated from nickel. As the neutralizing agent, as in the case of the first neutralization step, magnesium, calcium, sodium oxide, magnesium, calcium, sodium, ammonium carbonate, or magnesium, calcium, sodium, ammonia hydroxide and the like Alkaline inclusions can be used. When the pH is less than 4, the neutralization precipitation of scandium is not complete, and when the pH is more than 7.5, precipitation of nickel in addition to scandium is also generated. It is necessary to adjust to a range of 7.5.

【0022】このようにして生じた第二中和工程でのス
カンジウムの沈殿物は、ろ過等の公知の方法により分
離、回収し、その残液として第二中和溶液を得る。ここ
で回収されたスカンジウムの濃縮沈殿物は、スカンジウ
ムの水酸化物あるいは炭酸塩の形態となつており、これ
らのスカンジウムの水酸化物あるいは炭酸塩へのスカン
ジウムの濃縮倍率は、元の酸化鉱石のスカンジウムの4
0〜2000倍となる。
The precipitate of scandium generated in the second neutralization step as described above is separated and recovered by a known method such as filtration, and a second neutralized solution is obtained as a residual liquid. The concentrated precipitate of scandium recovered here is in the form of a hydroxide or carbonate of scandium, and the enrichment ratio of scandium to the hydroxide or carbonate of scandium depends on the original oxide ore. Scandium 4
It becomes 0 to 2000 times.

【0023】また第二中和工程で得られるスカンジウム
の濃縮沈殿物は、スカンジウムの高純度化、回収のため
の主原料として使用する場合、酸への溶解が容易であ
り、また鉄やアルミニウム等の不純物の少ない高濃度の
スカンジウム含有液が得られる。このため、従来から実
施されている溶媒抽出、キレート抽出あるいはイオン交
換により、容易にスカンジウムの高純度化が可能であ
り、その技術的及び経済的効果は大きい。
When the scandium concentrated precipitate obtained in the second neutralization step is used as a main raw material for purifying and recovering scandium, it can be easily dissolved in an acid, and can be used as an iron or aluminum alloy. And a high-concentration scandium-containing liquid containing few impurities is obtained. Therefore, it is possible to easily purify scandium by conventional solvent extraction, chelate extraction or ion exchange, and its technical and economic effects are great.

【0024】一方、第二中和工程から得られた第二中和
溶液には、鉄、アルミニウム及びスカンジウムが除かれ
ており、ニッケルが含有されている。本発明の方法にお
いては、この第二中和溶液に更に中和剤を加えてPHを
7.5超に調整する、第三中和工程を実施する。
On the other hand, the second neutralization solution obtained from the second neutralization step is free of iron, aluminum and scandium, and contains nickel. In the method of the present invention, a third neutralization step is performed in which the neutralization agent is further added to the second neutralization solution to adjust the pH to more than 7.5.

【0025】この第三中和工程では、第二中和溶液中の
ニッケルが中和され、沈殿する。中和剤としては、マグ
ネシウム、カルシウム、ナトリウムの酸化物、炭酸塩、
あるいは水酸化物等のアルカリ化合物が使用できる。な
おPHが7.5以下であるとニッケルの中和沈殿が完全
でなくなるため、第三中和工程では、PHを7.5超に
調整する必要がある。
In the third neutralization step, nickel in the second neutralization solution is neutralized and precipitated. As neutralizing agents, magnesium, calcium, sodium oxides, carbonates,
Alternatively, an alkali compound such as a hydroxide can be used. If the pH is 7.5 or less, the neutralization precipitation of nickel is not complete, so it is necessary to adjust the PH to more than 7.5 in the third neutralization step.

【0026】このようにして生成した第三中和工程での
ニッケルの沈殿物は、ろ過等の公知の方法により分離、
回収し、残液として第三中和溶液を得る。ここで回収さ
れたニッケルの濃縮沈殿物は、ニッケルの水酸化物ある
いは炭酸塩の形態となっており、このニッケルの水酸化
物あるいは炭酸塩へのニッケルの濃縮倍率は、元の酸化
鉱石のニッケルの10〜1000倍となる。
The nickel precipitate formed in the third neutralization step is separated by a known method such as filtration.
The solution is collected to obtain a third neutralized solution as a residual solution. The concentrated nickel precipitate recovered here is in the form of nickel hydroxide or carbonate, and the concentration ratio of nickel to the nickel hydroxide or carbonate is determined by the nickel oxide ore of the original oxide ore. 10 to 1000 times.

【0027】この第三中和工程でニッケルの濃縮沈殿物
と分離した第三中和溶液は、マグネシウム、カルシウム
あるいはナトリウム以外の金属、特に重金属は含有して
いないので、海洋等の水域に放流しても、公害上の問題
はないのでそのまま放流するか、あるいは第一〜第二中
和工程で中和剤としてアンモニア化合物を使用した場合
には、アンモニアを分離回収した後に放流することがで
きる。
The third neutralization solution separated from the concentrated precipitate of nickel in the third neutralization step does not contain metals other than magnesium, calcium or sodium, especially heavy metals, and is discharged into a water body such as the ocean. However, since there is no problem in terms of pollution, it can be discharged as it is, or when an ammonia compound is used as a neutralizing agent in the first and second neutralization steps, it can be discharged after separating and recovering ammonia.

【0028】このように、本発明は、比較的簡単な工程
により、ニッケル及びスカンジウムを含有する酸化鉱石
から有用なニッケルとスカンジウムを回収することが可
能である。
As described above, according to the present invention, useful nickel and scandium can be recovered from an oxide ore containing nickel and scandium by a relatively simple process.

【0029】本発明の方法は、前述した錫、チタン、タ
ングステン、ウラン、タンタル、ニオブ、ボーキサイト
等の精錬残滓を原料とするスカンジウムの回収にも利用
できるものである。
The method of the present invention can also be used for the recovery of scandium from the refining residues such as tin, titanium, tungsten, uranium, tantalum, niobium, bauxite and the like.

【0030】また、本発明の方法は、ニッケル含有酸化
鉱石の成分、製造設備省略など経済性等の理由がある場
合には、第一、第二、第三の中和工程の組み合わせを変
更して実施することも可能である。
In the method of the present invention, the combination of the first, second, and third neutralization steps is changed when there are economic reasons such as the components of the nickel-containing oxide ore and the omission of the production equipment. It is also possible to carry out.

【0031】例えば、ニッケル含有酸化鉱石の鉄やアル
ミニウムの含有量が低い場合には、中和工程を分割する
ことなく、一回の中和工程で、ニッケル、スカンジウ
ム、鉄、アルミニウムを同時に沈殿として回収すること
も可能である。この場合は、中和剤として、マグネシウ
ム、カルシウム、ナトリウムの酸化物、炭酸塩、あるい
は水酸化物等のアルカリ化合物を使用し、PHを7.5
超に調整する。
For example, when the content of iron and aluminum in the nickel-containing oxide ore is low, nickel, scandium, iron and aluminum are simultaneously precipitated in one neutralization step without dividing the neutralization step. It is also possible to collect. In this case, an alkaline compound such as an oxide, carbonate, or hydroxide of magnesium, calcium, or sodium is used as a neutralizing agent, and the pH is 7.5.
Adjust to super.

【0032】また、例えば、ニッケル含有酸化鉱石から
回収するニッケル化合物を既存のニッケル回収工程に適
した形態とするために、ニッケル含有酸化鉱石に含まれ
る成分のうち、スカンジウム、鉄、アルミニウムが共存
する沈殿物として回収し、ニッケルは別個の沈殿物とし
て回収することも可能である。この場合は、最初にPH
を2〜7.5の範囲に調整してスカンジウム、鉄、アル
ミニウムを沈殿させて、生成した沈殿物を分離した後、
次いでPHを7.5超に調整してニッケルを沈殿させれ
ばよい。この場合、ニッケルの回収は中和剤による中和
だけでなく、硫化、水素還元等の公知の方法によっても
可能である。
For example, in order to make the nickel compound recovered from the nickel-containing oxide ore into a form suitable for the existing nickel recovery step, scandium, iron and aluminum coexist among the components contained in the nickel-containing oxide ore. It is possible to recover as a precipitate and nickel as a separate precipitate. In this case, PH first
Was adjusted to the range of 2 to 7.5 to precipitate scandium, iron and aluminum, and after separating the generated precipitate,
Next, the pH may be adjusted to more than 7.5 to precipitate nickel. In this case, nickel can be recovered not only by neutralization with a neutralizing agent but also by a known method such as sulfidation or hydrogen reduction.

【0033】さらに、例えばニッケル含有酸化鉱石中の
ニッケル含有量が低く、スカンジウム含有量が多い場合
には、鉄とアルミニウムを中和剤による中和、洗殿させ
た後、スカンジウムとニッケルが共存する沈殿物として
回収することも可能である。この場合は、最初にPHを
2〜4の範囲に調整して鉄、アルミニウムを沈殿させ
て、次にpHを7.5超に調整してニッケルとスカンジ
ウムを同時に中和・沈殿させる方法による。
Further, for example, when the nickel content in the nickel-containing oxide ore is low and the scandium content is high, scandium and nickel coexist after neutralizing and washing iron and aluminum with a neutralizing agent. It is also possible to collect as a precipitate. In this case, iron and aluminum are first precipitated by adjusting the pH to a range of 2 to 4, and then the pH is adjusted to more than 7.5 to simultaneously neutralize and precipitate nickel and scandium.

【0034】さらに、浸出液そのものを直接溶媒抽出、
キレート抽出、イオン交換等の工程に供給することも可
能である。
Further, the leachate itself is directly subjected to solvent extraction,
It can also be supplied to processes such as chelate extraction and ion exchange.

【0035】以下本発明の具体的な実施例について説明
する。なお、実施例において%と表示する場合は、いず
れも重量%(Wt%)である。
Hereinafter, specific embodiments of the present invention will be described. It should be noted that, in the examples, when “%” is indicated, all are% by weight (Wt%).

【0036】[0036]

【実施例1】ガーニエライト鉱石(Ni:1.6%、S
c:0.003%、Fe:30.5%、Al:2.0
%)を水により25%スラリー濃度とし、98%硫酸を
鉱石1kgに対し240g加え、オートクレーブにより
温度240℃、圧力35kg/cmで1時間浸出した
後、オートクレーブの圧力を大気圧まで下げた。
Example 1 Garnierite ore (Ni: 1.6%, S
c: 0.003%, Fe: 30.5%, Al: 2.0
%) To a slurry concentration of 25% with water, 240 g of 98% sulfuric acid was added to 1 kg of ore, and the autoclave was leached at a temperature of 240 ° C. and a pressure of 35 kg / cm 2 for 1 hour, and then the pressure of the autoclave was reduced to atmospheric pressure.

【0037】この浸出液の常温でのPHは0.95で、
Ni:7.9g/l、Sc:0.015g/l、Fe:
1.3g/l、Al:0.3g/lの濃度の浸出液が得
られた。この時のNi,Scの浸出率はともに95%で
あり、Fe,Alの浸出率は0.8%と3.0%に抑制
された。なお、浸出率とは鉱石に含有されているNi及
びScの重量に対して、浸出されたNi及びScの重量
の百分率である。またFe、Alの浸出率についても同
様である。
The pH of this leachate at room temperature is 0.95,
Ni: 7.9 g / l, Sc: 0.015 g / l, Fe:
A leachate having a concentration of 1.3 g / l and Al: 0.3 g / l was obtained. At this time, the leaching rates of Ni and Sc were both 95%, and the leaching rates of Fe and Al were suppressed to 0.8% and 3.0%. The leaching rate is a percentage of the weight of leached Ni and Sc with respect to the weight of Ni and Sc contained in the ore. The same applies to the leaching rates of Fe and Al.

【0038】この浸出液に炭酸カルシウムを加えてPH
を3.5とし、FeとAlを炭酸塩として沈殿除去し
た。この時のFeとAlの沈殿除去率はそれぞれ95%
と87%であった。またScの沈殿率は5%であり、N
iのそれは0.3%であった。なお、沈殿除去率とは浸
出液中に含有されているFe及びAlの重量に対して、
沈殿除去されたFe及びAlの重量の百分率である。
Calcium carbonate is added to this leachate to adjust the pH.
Was set to 3.5, and Fe and Al were precipitated and removed as carbonates. At this time, the precipitation and removal rates of Fe and Al were 95%, respectively.
And 87%. The precipitation rate of Sc is 5%, and N
That of i was 0.3%. The precipitation removal rate is based on the weight of Fe and Al contained in the leachate.
Percentage by weight of Fe and Al precipitated out.

【0039】次に、FeとAlを沈殿除去した後の液
に、炭酸ナトリウムを加えてPHを5.8とし、Scを
炭酸塩として沈殿回収した。この時のScの沈殿回収率
は98%であった。Niの沈殿率は2.8%であった。
また、Scの沈殿回収率とは、浸出液中に含有されてい
るScの重量に対して沈殿回収されたScの重量の百分
率であり、Niの沈殿率とは、浸出液中に含有されてい
るNiの重量に対して、沈殿したNiの重量の百分率で
ある。
Next, sodium carbonate was added to the solution from which Fe and Al had been removed by precipitation to adjust the pH to 5.8, and the precipitate was recovered as Sc as a carbonate. The precipitation recovery rate of Sc at this time was 98%. The precipitation rate of Ni was 2.8%.
The precipitation recovery rate of Sc is the percentage of the weight of Sc recovered and precipitated with respect to the weight of Sc contained in the leachate, and the precipitation rate of Ni is the percentage of Ni contained in the leachate. Is the percentage of the weight of Ni precipitated based on the weight of

【0040】この炭酸塩の成分は、Ni:29.3%、
Sc:1.86%、Fe:8.6%,Al:5,2%
で、Scは、元のガーニエライト鉱石のScに対し62
0倍に濃縮された。
The component of this carbonate is Ni: 29.3%,
Sc: 1.86%, Fe: 8.6%, Al: 5.2%
And Sc is 62% of Sc of the original garnierite ore.
It was concentrated 0-fold.

【0041】またScを炭酸塩として回収した後の液に
中和剤として酸化マグネシウムを加えてPHを8.0と
し、Niを水酸化物として回収した。この時のNiの沈
殿への回収率は100%で、Ni:45.3%の水酸化
物が沈殿として得られた。Niは、元のガーニエライト
鉱石のNiに対し28倍に濃縮された。このように、本
実施例では浸出液に含有されているFeやAlを最初に
沈殿、除去しておくので、その後の処理で得られるSc
やNiの沈殿物は純度が高いものが得られる効果があ
る。
Further, magnesium oxide was added as a neutralizing agent to the solution after Sc was recovered as a carbonate to adjust the pH to 8.0, and Ni was recovered as a hydroxide. At this time, the recovery rate of Ni into the precipitate was 100%, and a hydroxide of Ni: 45.3% was obtained as a precipitate. Ni was enriched 28 times with respect to the original garnierite ore. As described above, in the present embodiment, since Fe and Al contained in the leachate are first precipitated and removed, Sc obtained by the subsequent processing is removed.
And Ni precipitates are effective in obtaining high purity.

【0042】[0042]

【実施例2】ラテライト鉱石(Ni:1.1%、Sc:
0.005%、Fe:45.2%、Al:2.8%)を
水により30%スラリー濃度とし、98%硫酸を鉱石1
kgに対し145g加え、オートクレーブにより温度2
40℃、圧力35kg/cmで1時間浸出した後、オ
ートクレーブの圧力を大気圧まで下げた。
Example 2 Laterite ore (Ni: 1.1%, Sc:
(0.005%, Fe: 45.2%, Al: 2.8%) to a 30% slurry concentration with water, and 98% sulfuric acid to ore 1
145 g per kg, and the temperature was adjusted to 2 by autoclave.
After leaching at 40 ° C. and a pressure of 35 kg / cm 2 for 1 hour, the pressure of the autoclave was reduced to atmospheric pressure.

【0043】この浸出液の常温でのpHは1.02で、
Ni:5.4g/l、Sc:0.025g/l、Fe:
1.2g/l,Al:0.4g/lの濃度の浸出液が得
られた。この時のNi,Scの浸出率はともに95%で
あり、Fe,Alの浸出率は0.5%と2.8%に抑制
された。
The pH of this leachate at room temperature is 1.02,
Ni: 5.4 g / l, Sc: 0.025 g / l, Fe:
A leachate having a concentration of 1.2 g / l, Al: 0.4 g / l was obtained. At this time, the leaching rates of Ni and Sc were both 95%, and the leaching rates of Fe and Al were suppressed to 0.5% and 2.8%.

【0044】この浸出液に中和剤としてアンモニア水を
加えてpHを5.5とし、Sc,Fe及びAlを水酸化
物として沈殿させて分離、回収した。この時のSc,F
e,及びAlの沈殿回収率はそれぞれ98%,100%
及び100%であった。また、Niの沈殿率は0%であ
った。この水酸化物の成分は、Sc:0.67%、F
e:32.2%,Al:10.7%であった。Scは元
のラテライト鉱石のScに対し134倍となった。
Ammonia water was added to the leachate as a neutralizing agent to adjust the pH to 5.5, and Sc, Fe and Al were precipitated and separated as hydroxides and collected. Sc, F at this time
e and Al precipitation recovery rates are 98% and 100%, respectively.
And 100%. The precipitation rate of Ni was 0%. The component of this hydroxide is Sc: 0.67%, F:
e: 32.2%, Al: 10.7%. Sc was 134 times the Sc of the original laterite ore.

【0045】Sc、Fe、Alを水酸化物として回収し
た後の液に、水酸化ナトリウムを加えてPHを8.2と
し、Niを水酸化物として沈殿させた。この時のNiの
沈殿回収率は100%であり、Ni:48.6%の水酸
化物が得られた。Niは、元のラテライト鉱石のNiに
対し44倍となった。本実施例は浸出液に含有されてい
るSc、Fe、Alを最初に水酸化物として沈殿、回収
する方法で、その後の工程でNiのみを回収すれば良い
ので、処理設備、処理工程が省略できる効果がある。
To the solution after recovering Sc, Fe and Al as hydroxides, sodium hydroxide was added to adjust the pH to 8.2, and Ni was precipitated as hydroxides. The precipitation recovery rate of Ni at this time was 100%, and a hydroxide of Ni: 48.6% was obtained. Ni was 44 times that of the original laterite ore. In this embodiment, Sc, Fe, and Al contained in the leachate are first precipitated and recovered as hydroxides. Since only Ni needs to be recovered in the subsequent steps, processing equipment and processing steps can be omitted. effective.

【0046】[0046]

【実施例3】実施例2で得た浸出液に中和剤として炭酸
ナトリウムを加えてPHを7.8とし、Ni,Sc,F
e及びAlの全量を炭酸塩として沈殿させて分離、回収
した。
Example 3 The pH of the leachate obtained in Example 2 was adjusted to 7.8 by adding sodium carbonate as a neutralizing agent to Ni, Sc, F
All of e and Al were precipitated and separated and recovered as carbonate.

【0047】この炭酸塩の成分は、Ni:32.3%、
Sc:0.15%、Fe:7.2%,Al:2.4%
で、NiとScは、元のラテライト鉱石のNiとScに
対しともに30倍に濃縮された。本実旋例は浸出液に含
有されているSc、Fe、Al、Niを全て水酸化物と
して沈殿、回収する方法であり、前記実施例2に比較し
ても、更に処理設備、処理工程が省略できる効果があ
る。
The component of this carbonate is Ni: 32.3%,
Sc: 0.15%, Fe: 7.2%, Al: 2.4%
Thus, Ni and Sc were both enriched 30 times with respect to the original laterite ore, Ni and Sc. This actual rotation example is a method in which Sc, Fe, Al, and Ni contained in the leachate are all precipitated and recovered as hydroxides, and the processing equipment and processing steps are further omitted as compared with Example 2. There is an effect that can be done.

【0048】[0048]

【発明の効果】以上のように、本発明は比較的簡単な技
術的手段により、ニッケル及びスカンジウムを含有する
酸化鉱石から有用なニッケルとスカンジウムを高収率で
回収する方法を提供するものであり、その技術的効果及
び経済的効果は極めて大きい。
As described above, the present invention provides a method for recovering useful nickel and scandium in high yield from oxide ores containing nickel and scandium by relatively simple technical means. The technical and economic effects are extremely large.

Claims (1)

【特許請求の範囲】[Claims] 【請求項1】 ニッケルとスカンジウムを含有する酸化
鉱石からニッケルとスカンジウムを回収する方法におい
て、(1)酸化鉱石を高温高圧下で酸により浸出してニ
ッケルとスカンジウムを含む浸出液を得る浸出工程と、
(2)浸出液に中和剤を加えてpHを2〜4の範囲に調
整することにより、浸出液中の鉄とアルミニウムを沈殿
物として除去する第一中和工程と、(3)第一中和工程
で沈殿物を除去した後の溶液に、中和剤を加えてpHを
4超〜7.5の範囲に調整することにより溶液中のスカ
ンジウムを沈殿物として回収する第二中和工程と、
(4)更に中和剤を加えてpHを7.5超に調整するこ
とにより、溶液中のニッケルを沈殿物として回収する第
三中和工程とからなることを特徴とする、酸化鉱石から
ニッケルとスカンジウムを回収する方法。
1. A method for recovering nickel and scandium from an oxide ore containing nickel and scandium, comprising: (1) a leaching step of leaching the oxide ore with an acid under a high temperature and a high pressure to obtain a leachate containing nickel and scandium;
(2) a first neutralization step in which iron and aluminum in the leachate are removed as precipitates by adding a neutralizing agent to the leachate to adjust the pH to a range of 2 to 4; A second neutralization step of adding a neutralizing agent to the solution after removing the precipitate in the step and adjusting the pH to a range from more than 4 to 7.5 to recover scandium in the solution as a precipitate,
(4) a third neutralization step of recovering nickel in the solution as a precipitate by further adjusting the pH to more than 7.5 by adding a neutralizing agent; And how to recover scandium.
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Cited By (20)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN102796876A (en) * 2012-08-27 2012-11-28 攀枝花学院 Method for extracting scandium oxide from titanium slag chloride waste
WO2013085052A1 (en) * 2011-12-09 2013-06-13 日本軽金属株式会社 Rare earth element recovery method
WO2013136941A1 (en) 2012-03-13 2013-09-19 国立大学法人九州大学 Scandium extraction method
WO2013145455A1 (en) * 2012-03-30 2013-10-03 日本軽金属株式会社 Method for recovering rare-earth element
WO2014066727A1 (en) * 2012-10-26 2014-05-01 Boulder Scientific Mining Company Method of recovering scandium from a metal-bearing slurry
EP2796574A1 (en) * 2013-04-22 2014-10-29 Vale S.A. A method for recovering scandium from intermediate products formed in the hydrometallurgical processing of laterite ores
JP5619238B1 (en) * 2013-08-22 2014-11-05 住友金属鉱山株式会社 Scandium recovery method
WO2015022843A1 (en) * 2013-08-12 2015-02-19 国立大学法人九州大学 Rare earth extracting agent, and rare earth extraction method
WO2015122397A1 (en) * 2014-02-17 2015-08-20 学校法人 関西大学 Scandium separation method
JP2016011435A (en) * 2014-06-27 2016-01-21 アイシン精機株式会社 Double salt consisting of carbonate of rare earth element and sodium carbonate, and separation and collection method of rare earth element therewith
JP2016011442A (en) * 2014-06-30 2016-01-21 住友金属鉱山株式会社 Autoclave, and method for blowing gas to autoclave
US9458526B2 (en) 2013-03-18 2016-10-04 Kyushu University, National University Corporation Method for separating impurities from an acidic solution containing nickel and cobalt and/or scandium
WO2017130692A1 (en) * 2016-01-25 2017-08-03 住友金属鉱山株式会社 Method for recovering scandium
US9725786B2 (en) 2012-12-12 2017-08-08 Kyushu University, National University Corporation Nickel extraction method
US9803262B2 (en) 2012-08-20 2017-10-31 Kyushu University, National University Corporation Gallium extraction agent and gallium extraction method
US10036082B2 (en) 2015-01-20 2018-07-31 Kyushu University, National University Corporation Zirconium extractant and method for extracting zirconium
WO2018170105A1 (en) * 2017-03-17 2018-09-20 University Of North Dakota Rare earth element extraction from coal
US10156002B2 (en) 2015-02-02 2018-12-18 Sumitomo Metal Mining Co., Ltd. Method for recovering scandium
JP2018204088A (en) * 2017-06-08 2018-12-27 住友金属鉱山株式会社 Recovery method of scandium
US11142809B2 (en) 2015-02-10 2021-10-12 Scandium International Mining Corp. Systems and processes for recovering scandium values from laterite ores

Families Citing this family (4)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
JP5652503B2 (en) * 2013-05-10 2015-01-14 住友金属鉱山株式会社 Scandium recovery method
JP5954350B2 (en) 2014-01-31 2016-07-20 住友金属鉱山株式会社 Scandium recovery method
CN106282553B (en) * 2015-05-26 2019-05-31 有研稀土新材料股份有限公司 The smelting separation method of Rare Earth Mine
JP6409796B2 (en) 2016-02-23 2018-10-24 住友金属鉱山株式会社 Scandium recovery method

Cited By (37)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
JPWO2013085052A1 (en) * 2011-12-09 2015-04-27 日本軽金属株式会社 Recovery method of rare earth elements
WO2013085052A1 (en) * 2011-12-09 2013-06-13 日本軽金属株式会社 Rare earth element recovery method
JP5545418B2 (en) * 2011-12-09 2014-07-09 日本軽金属株式会社 Recovery method of rare earth elements
US9068249B2 (en) 2011-12-09 2015-06-30 Nippon Light Metal Company, Ltd. Rare earth element recovery method
WO2013136941A1 (en) 2012-03-13 2013-09-19 国立大学法人九州大学 Scandium extraction method
US9481638B2 (en) 2012-03-13 2016-11-01 Kyushu University, National University Corporation Scandium extraction method
WO2013145455A1 (en) * 2012-03-30 2013-10-03 日本軽金属株式会社 Method for recovering rare-earth element
JP5598631B2 (en) * 2012-03-30 2014-10-01 日本軽金属株式会社 Recovery method of rare earth elements
US9228248B2 (en) 2012-03-30 2016-01-05 Nippon Light Metal Company, Ltd. Method of recovering rare-earth elements
US9803262B2 (en) 2012-08-20 2017-10-31 Kyushu University, National University Corporation Gallium extraction agent and gallium extraction method
CN102796876A (en) * 2012-08-27 2012-11-28 攀枝花学院 Method for extracting scandium oxide from titanium slag chloride waste
WO2014066727A1 (en) * 2012-10-26 2014-05-01 Boulder Scientific Mining Company Method of recovering scandium from a metal-bearing slurry
US9725786B2 (en) 2012-12-12 2017-08-08 Kyushu University, National University Corporation Nickel extraction method
US9458526B2 (en) 2013-03-18 2016-10-04 Kyushu University, National University Corporation Method for separating impurities from an acidic solution containing nickel and cobalt and/or scandium
US9677155B2 (en) 2013-04-22 2017-06-13 Vale S.A. Method for recovering scandium from intermediate products formed in the hydrometallurgical processing of laterite ores
EP2796574A1 (en) * 2013-04-22 2014-10-29 Vale S.A. A method for recovering scandium from intermediate products formed in the hydrometallurgical processing of laterite ores
WO2015022843A1 (en) * 2013-08-12 2015-02-19 国立大学法人九州大学 Rare earth extracting agent, and rare earth extraction method
JP2015057505A (en) * 2013-08-12 2015-03-26 国立大学法人九州大学 Rare earth metal extractant and rare earth metal extraction method
JP5619238B1 (en) * 2013-08-22 2014-11-05 住友金属鉱山株式会社 Scandium recovery method
US9404169B2 (en) 2013-08-22 2016-08-02 Sumitomo Metal Mining Co., Ltd. Method for recovering scandium
AU2014310164B2 (en) * 2013-08-22 2015-07-02 Kyushu University, National University Corporation Method for collecting scandium
CN104995320A (en) * 2013-08-22 2015-10-21 住友金属矿山株式会社 Method for collecting scandium
WO2015025558A1 (en) 2013-08-22 2015-02-26 住友金属鉱山株式会社 Method for collecting scandium
JP2015166303A (en) * 2014-02-17 2015-09-24 学校法人 関西大学 Separation method of scandium
CN105793447A (en) * 2014-02-17 2016-07-20 学校法人关西大学 Scandium separation method
WO2015122397A1 (en) * 2014-02-17 2015-08-20 学校法人 関西大学 Scandium separation method
JP2016011435A (en) * 2014-06-27 2016-01-21 アイシン精機株式会社 Double salt consisting of carbonate of rare earth element and sodium carbonate, and separation and collection method of rare earth element therewith
JP2016011442A (en) * 2014-06-30 2016-01-21 住友金属鉱山株式会社 Autoclave, and method for blowing gas to autoclave
US10036082B2 (en) 2015-01-20 2018-07-31 Kyushu University, National University Corporation Zirconium extractant and method for extracting zirconium
US10156002B2 (en) 2015-02-02 2018-12-18 Sumitomo Metal Mining Co., Ltd. Method for recovering scandium
US11142809B2 (en) 2015-02-10 2021-10-12 Scandium International Mining Corp. Systems and processes for recovering scandium values from laterite ores
JP2017133050A (en) * 2016-01-25 2017-08-03 住友金属鉱山株式会社 Method for recovering scandium
WO2017130692A1 (en) * 2016-01-25 2017-08-03 住友金属鉱山株式会社 Method for recovering scandium
US10196710B1 (en) 2016-01-25 2019-02-05 Sumitomo Metal Mining Co., Ltd. Method for recovering scandium
WO2018170105A1 (en) * 2017-03-17 2018-09-20 University Of North Dakota Rare earth element extraction from coal
US10669610B2 (en) 2017-03-17 2020-06-02 University Of North Dakota Rare earth element extraction from coal
JP2018204088A (en) * 2017-06-08 2018-12-27 住友金属鉱山株式会社 Recovery method of scandium

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Publication number Publication date
JP3430973B2 (en) 2003-07-28

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