JP2009510258A - 大気圧でラテライト鉱石を浸出するための方法 - Google Patents

大気圧でラテライト鉱石を浸出するための方法 Download PDF

Info

Publication number
JP2009510258A
JP2009510258A JP2008532537A JP2008532537A JP2009510258A JP 2009510258 A JP2009510258 A JP 2009510258A JP 2008532537 A JP2008532537 A JP 2008532537A JP 2008532537 A JP2008532537 A JP 2008532537A JP 2009510258 A JP2009510258 A JP 2009510258A
Authority
JP
Japan
Prior art keywords
leaching
magnesium
ore
nickel
cobalt
Prior art date
Legal status (The legal status is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the status listed.)
Withdrawn
Application number
JP2008532537A
Other languages
English (en)
Inventor
リウ、ホウユアン
ロシェ、エリック・ギルバン
プラサド、ジャイデブ
Original Assignee
ビーエイチピー ビリトン イノベーション ピーティーワイ エルティーディー
Priority date (The priority date is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the date listed.)
Filing date
Publication date
Application filed by ビーエイチピー ビリトン イノベーション ピーティーワイ エルティーディー filed Critical ビーエイチピー ビリトン イノベーション ピーティーワイ エルティーディー
Publication of JP2009510258A publication Critical patent/JP2009510258A/ja
Withdrawn legal-status Critical Current

Links

Images

Classifications

    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B23/00Obtaining nickel or cobalt
    • C22B23/04Obtaining nickel or cobalt by wet processes
    • C22B23/0453Treatment or purification of solutions, e.g. obtained by leaching
    • C22B23/0461Treatment or purification of solutions, e.g. obtained by leaching by chemical methods
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B23/00Obtaining nickel or cobalt
    • C22B23/04Obtaining nickel or cobalt by wet processes
    • C22B23/0407Leaching processes
    • C22B23/0415Leaching processes with acids or salt solutions except ammonium salts solutions
    • C22B23/043Sulfurated acids or salts thereof
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B26/00Obtaining alkali, alkaline earth metals or magnesium
    • C22B26/20Obtaining alkaline earth metals or magnesium
    • C22B26/22Obtaining magnesium
    • YGENERAL TAGGING OF NEW TECHNOLOGICAL DEVELOPMENTS; GENERAL TAGGING OF CROSS-SECTIONAL TECHNOLOGIES SPANNING OVER SEVERAL SECTIONS OF THE IPC; TECHNICAL SUBJECTS COVERED BY FORMER USPC CROSS-REFERENCE ART COLLECTIONS [XRACs] AND DIGESTS
    • Y02TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
    • Y02PCLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
    • Y02P10/00Technologies related to metal processing
    • Y02P10/20Recycling

Abstract

ラテライト鉱石からのニッケル及びコバルトの回収における大気圧浸出方法であって、前記ラテライト鉱石は低マグネシウム鉱石画分及び高マグネシウム鉱石画分を含み、前記プロセスは、(a)前記ラテライト鉱石の水性パルプを形成する工程、b)大気圧において、濃鉱酸を用いて前記水性パルプを浸出して、浸出貴液と浸出残渣とを含んだスラリーを生成する工程、(c)前記浸出貴液を、別個に又は前記スラリーの一部として処理して、そこから溶解したニッケル及びコバルトを回収し、マグネシウムを含有した貧液を残す工程、(d)前記マグネシウムを含有した溶液を処理して、そこからマグネシウムを含んだ塩を回収する工程を含んだ大気圧浸出方法。
【選択図】 図3

Description

本発明は、含ニッケルラテライト鉱石からニッケル及びコバルトを回収するための湿式冶金プロセスに、特には、ニッケル及びコバルトを溶解させるための鉱酸を用いる、低マグネシウム画分(例えば褐鉄鉱)及び高マグネシウム画分(例えばサプロライト鉱石)の両鉱石の大気圧浸出に関する。そのプロセスの好ましい形態では、プロセスは、浸出液中のマグネシウム分が回収される工程をも含んでいる。
含ニッケル酸化物鉱石中、例えば褐鉄鉱及びサプロライト鉱石を含んだラテライトと呼ばれる鉱石中におけるニッケル及びコバルトの確認埋蔵量は、硫化物鉱石における対応した埋蔵量より遥かに多い。しかしながら、ラテライト鉱石を加工する時の重大な不利益は、これら鉱石を慣習的な技術により選鉱できないことである。
含ニッケルラテライト鉱石からのニッケル及びコバルトの抽出のために、多数の新たな湿式冶金プロセスが開発されつつある。これらプロセスの多くは、高温(245℃−270℃)及び高圧(525−785psig)での硫酸を用いた金属分の溶解、その後の環境圧力での固液分離及び存在する残留遊離酸の中和を必要とする。これは、非特許文献1に記載されている通り、基礎的な「モアベイプロセス(Moa Bay Process)」である。このプロセスでは、含ニッケル鉱石は、高温及び高圧において浸出する前に、まず約40%の固形含量を有するパルプにされる。圧力浸出の間に、殆どの金属は溶解し、鉄及びアルミニウムは、各々赤鉄鉱及び明礬石への加水分解により除かれる。浸出の後、パルプは、冷却され且つ向流デカンテーションにより洗浄され、固体は、尾鉱処理へと導かれる。過剰の酸は中和され、残存する鉄及びアルミニウムは、アルカリの添加によって、水酸化物として沈殿させられる。ニッケル及びコバルトは、その後、硫化物の沈殿を経て回収される。
プロセス及び経済的側面の改善を目的として、高圧酸浸出(HPAL)法のいくつかの変形が案出されている。例えば、特許文献1は、浸出の経済性及び効率を改善するための操作工程の組み合わせを通じて、含ニッケルラテライト鉱石の高圧酸浸出を最適化するためのガイドラインを提供する。それら工程は、粗大な(高マグネシウムの)画分を除去して酸消費量を減らすために、ラテライト鉱石を篩にかけること(scalping)を含んでいる。
HPALプロセスは、40重量%以上の鉄を含有している高鉄鉱石に最も適う。40重量%より小さな鉄含量を有したラテライト鉱石は、一般に、酸を消費する鉱物をより大量に含んでおり、したがって、直接的な高圧浸出には好ましくない。特許文献2は、サプロライト鉱石を高圧浸出工程からの浸出液で前処理することにより、サプロライト鉱石の鉱石を、比較的低い酸/鉱石比率で高圧酸浸出する方法を教示している。同時に褐鉄鉱を浸出することには、全く言及されていない。
特許文献3は、褐鉄鉱の高圧酸浸出により生じる酸を中和するためにサプロライト鉱石の鉱石を使用することを教示している。サプロライト鉱石画分の浸出は、鉄及びアルミニウムの効果的な除去のために、高温(150℃乃至250℃)及び高圧で行われるが、サプロライト鉱石の鉱石からのニッケルの抽出は比較的少ない。他のプロセスでは、特許文献4は、HPAL液の中和の前に、その中和能を増大させるべく、酸化条件下、500℃−750℃においてサプロライト鉱石を焙焼することを教示している。このプロセスは、焙焼設備が更に必要となるという欠点を持つ。
先行技術のHPAL法は、高いニッケル及びコバルト抽出量を達成するものの、それらは、必要とされる高温(200℃−300℃)での濃酸の使用に耐えるべく、高価な設備及び高度な建造材料を必要とする。ラテライト鉱石からニッケル及びコバルトを回収するための、HPALプロセスの幾つかの代案が提案されている。
例えば、特許文献5は、酸性媒体中、110℃までの温度で、並びに、溶解したニッケル及びコバルトを沈殿させるための硫化水素ガスの存在下で、褐鉄鉱を浸出するための方法を記載している。殆どの溶解した鉄も2価の酸化状態まで還元されるが、高い酸消費量に加え、非常に大量の還元ガスを消費する。特許文献6は、類似の方法を教示している。このプロセスでは、上記の方法により生成された2価の鉄は、含マンガン海中団塊から金属分を浸出させるために使用される。特許文献7は、液体溶液の沸点より低い温度で、二酸化硫黄ガス存在下、硫酸を用いて浸出することにより、含マンガン基質を有した鉱石からニッケル及びコバルトを回収する方法を示している。これらプロセスの何れもサプロライト鉱石の処理を含んでいない。
特許文献8のプロセスでは、褐鉄鉱の鉱石は、鉄を沈殿させるアルカリ性の試薬を同時に添加しながら、1.5より低いpHで、硫酸を用いて浸出される。そのプロセスは大気圧で行われるが、効率的なニッケルの抽出及び鉄の沈殿のために、40時間超の、通常は60から100時間の浸出時間を必要とする。このプロセスでは、サプロライトは使用はされていない。特許文献9は、還元電位を400及び600mVの間に保持するために還元剤を添加しながら、大気圧において、硫酸を用いてサプロライト鉱石を浸出する方法を教示している。特許文献10に記載された他のプロセスでは、ニッケル及びコバルトは、室温又は60℃乃至80℃の温度範囲内での鉱酸との接触により、サプロライト鉱石から浸出される。浸出モードは、堆積、バット又は攪拌浸出により行われうる。
特許文献11もまた、褐鉄鉱及びサプロライト鉱石からニッケル及びコバルトを回収するための湿式冶金プロセスを開示しているが、そのプロセスでは、鉄は、ジャロサイトとして除去される。
ジャロサイト化合物は熱力学的に不安定であるため、この鉄除去プロセスには、環境上の懸念がある。ジャロサイトは、硫酸を放出しながら、ゆっくりと鉄水酸化物へと分解するかもしれない。放出された酸は、浸出残渣の尾鉱に存在している沈殿したMn、Ni、Co、Cu及びZnなどの重金属の痕跡を再溶解させ、これにより、これら金属を、尾鉱堆積物の周囲で地中又は地表水中へと移動させるかもしれない。
このプロセスの他の不利益は、ジャロサイトはスルフェートを含み、このことが浸出のための酸の必要量を著しく増加させることである。硫酸は、酸浸出プロセスにおける大きな投入資本であり、そのため、ジャロサイトプロセスには経済的な不利益もある。
本発明は、先行技術のプロセスに付随した1つ以上の問題を克服するか、又は、軽減することを目的とする。
文献、行為、材料、装置、物品などの議論は、本発明のためのコンテキストを提供する目的の為だけに、この明細書に含まれている。これら事項の何れか又は全てが、先行技術の基礎の一部を形成したこと、又は、この出願の各クレームの優先日前に存在していた本発明に関連する分野における共通の一般的知識であったことは、示唆又は表現されていない。
J. R. Boldt and P. E. Queneau "The Winning of Nickel", Methuen, London, 1967 米国特許第4044096号明細書 米国特許第3804613号明細書 米国特許第3991159号明細書 米国特許第4097575号明細書 米国特許第4062924号明細書 米国特許第4065542号明細書 米国特許第4511540号明細書 米国特許第3793432号明細書 米国特許第4410498号明細書 米国特許第5571368号明細書 米国特許第6261527号明細書
本発明によると、ラテライト鉱石からのニッケル及びコバルトの回収における大気圧浸出プロセスであって、前記ラテライト鉱石は、低マグネシウム鉱石画分及び高マグネシウム鉱石画分を含み、前記プロセスは、
(a)前記ラテライト鉱石の水性パルプを形成する工程、
(b)大気圧において、濃鉱酸を用いて前記水性パルプを浸出して、浸出貴液と浸出残渣とを含んだスラリーを生成する工程、
(c)前記浸出貴液を、別個に又は前記スラリーの一部として処理して、そこから溶解したニッケル及びコバルトを回収し、マグネシウムを含有した貧液を残す工程、
(d)前記マグネシウムを含有した溶液を処理して、そこからマグネシウムを含んだ塩を回収する工程
を含んだ大気圧浸出プロセスが提供される。
本発明の利点は、ニッケル及びコバルトの高濃度での溶解を達成するために、低マグネシウム(例えば褐鉄鉱)及び高マグネシウム(例えばサプロライト鉱石)の両鉱石を、大気圧において、単一のプロセスで浸出させるための効率的且つ経済的な方法を提供することである。本方法の更なる利点は、それが、精巧なオートクレーブに付随した高い資本コストを回避することである。本方法の好ましい形態の他の利点は、それが、ジャロサイトの生成をも回避することである。本方法の好ましい形態の利点は、浸出プロセスから生成されるマグネシウムを含有した貧液が処理され、MgO、Mg(OH)2又はMgCO3及びSO2を与えるべく後に加工される硫酸マグネシウムを回収することである。SO2は、H2SO4を再生するために有利に使用される。MgO又はMgCO3は、中和剤として浸出プロセスへと戻されてもよく、安定な残渣として処分されてもよく、又は、商品として販売されてもよい。
発明の詳細な説明
低マグネシウム含有鉱石画分は、ラテライト鉱石の褐鉄鉱画分を含んでいる(Mg重量%は約6より小さい)。この画分は、一般に約4重量%乃至8重量%のマグネシウム含量を有している、低乃至中水準のマグネシウム含量のスメクタイト又はノントロナイト鉱石をも含んでいてもよい。高マグネシウム含有鉱石画分は、ラテライト鉱石のサプロライト鉱石画分を含んでいる(Mg重量%は約8より大きい)。この画分は、スメクタイト又はノントロナイト鉱石を含んでいてもよい。工程(a)における低マグネシウム及び高マグネシウム含有鉱石の両画分の水性パルプの生成は、一般に、ナトリウム、アルカリ金属及びアンモニウムを含まない水中において、約20重量%以上であってスラリーのレオロジーにより制限される固体濃度で行われる。
酸の全鉱石に対する比率は、典型的には、少なくとも0.5である。好ましくは、その比は、約0.5乃至1.0、例えば0.5乃至0.7である。
水性パルプは、大気圧で濃鉱酸を使用する工程(b)での浸出工程に供される。好ましくは、浸出は、浸出反応物をかき混ぜながら行われる。典型的には、浸出工程は、大気圧において、浸出反応物の沸点までの温度で行われる。最も好ましくは、反応温度は、大気圧における迅速な浸出を達成するために、できるだけ高くする。好ましい浸出温度は、少なくとも60℃であり、より好ましくは、少なくとも75℃である。好ましい態様では、浸出は、およそ80℃以上、例えば少なくとも85℃において行われる。他の好ましい態様では、浸出は、およそ95℃で行われる。
好ましくは、低及び高マグネシウムの両画分の浸出は、単一のプロセス段階で生じ、これは、例えば同一のタンク又は反応器において、2つの画分が同時に浸出される単一の工程を含んでいてもよい。或いは、2つの画分は、単一のプロセス段階において、逐次的な工程で浸出されてもよい。この場合、好ましくは、低マグネシウム画分(例えば褐鉄鉱)が第1の工程で浸出され、その後、第2の工程において浸出されるべく、より高いマグネシウム画分がスラリーに添加される。低及び高マグネシウム画分の逐次的な浸出は、国際公開第03/093517号パンフレットの開示にしたがってもよく、その全開示は、ここで参照により組み込まれる。
浸出は、少なくともかなりの部分のニッケル及びコバルトをラテライト鉱石から溶液へと放出させるために十分な時間に亘って行われる。典型的には、浸出は、30時間以下に亘って行われる。しかしながら、好ましくは、浸出は、5時間以下に亘って行われる。より好ましくは、浸出は、4時間以下に亘って行われる。好ましい態様では、浸出は、約2時間に亘って行われる。
浸出プロセスは、典型的には、鉱石中の少なくとも幾らかの鉄について、スルフェート、水酸化物又は酸化物などの1以上の鉄含有化合物としての沈殿をも生じさせる。
浸出プロセスにおいて使用される鉱酸は、好ましくは硫酸であり、より好ましくは濃硫酸である。鉱石パルプへと添加される硫酸の濃度は、好ましくは、90重量%より高い。硫酸の適用量は、好ましくは、鉱石中の約90%より多くのニッケル、コバルト、鉄、マンガン、並びに、80%より多くのアルミニウム及びマグネシウムを溶解させるために必要とされる化学量論量の100乃至140%である。
高マグネシウム鉱石の低マグネシウム鉱石に対する比率は、理想的には、乾燥比で0.5乃至1.3である。好ましくは、その比率は、1乃至1.30である。しかしながら、高/低マグネシウム鉱石の比率は、ラテライト鉱石の組成に大きく依存するであろう。
高及び低マグネシウムの両画分の浸出の後に、任意に、第2の浸出工程を行ってもよい。第2の浸出工程では、第1の浸出工程からのあらゆる未使用の酸が、サプロライトなどの付加的なマグネシウム鉱石画分と反応させられてもよい。温度、時間及び酸濃度の浸出条件は、典型的には、第1浸出工程のそれらと類似している。
サプロライトの添加は、鉄含有化合物の更なる沈殿をもたらしうる。
温度、時間及び酸濃度の条件は、鉄及びアルミニウムの一部又は全部が沈殿するのをかぬとするのに都合よく制御されてもよい。酸性度は、サプロライト鉱石、MgO、Mg(OH)2、MgCO3又は他のアルカリの添加により都合よく制御されうる。例えば、浸出スラリーは、国際公開第03/093517号パンフレット(その全開示は、ここで参照により組み込まれる)において開示されている方法に従って処理されてもよく、この方法では、サプロライト鉱石は、針鉄鉱、又は、酸化鉄若しくは水酸化鉄のスルフェート含有量が比較的低い他の形態を沈殿させるべく浸出スラリーに添加される。或いは、浸出スラリーは、米国特許第6261527号(その全開示は、ここで参照により組み込まれる)において開示されている方法に従って処理されていてもよく、この方法では、ジャロサイトを沈殿させるために、ナトリウム、カリウム、アンモニウムイオン及びこれらの混合物から選択される鉄沈殿剤がスラリーに添加される。
好ましい態様では、鉄含有化合物を沈殿させるために、MgOがスラリーに添加される。好ましくは、MgOの添加によりpHが3.0以上の値へと増加し、鉄の沈殿をもたらす。
浸出されたスラリーは、その後、溶解されたニッケル及びコバルト分をそこから回収するために処理される。このような金属抽出処理は、当業者に知られた1以上の技術であってもよい。このような金属抽出技術の例は、イオン交換、レジン-イン-パルプ、溶媒抽出による直接的な回収、混合水酸化物沈殿、又は、混合硫化物沈殿を含んでいる。好ましくは、回収されるニッケル及びコバルト分は、混合ニッケル/コバルト水酸化物又は混合ニッケル/コバルト硫化物として回収される。
Feスルフェート、例えばジャロサイト、又は、Fe水酸化物、例えば針鉄鉱、などの沈殿した鉄化合物を通常含んだ固体浸出残渣は、使用される回収プロセスに応じて、浸出液からのニッケル及びコバルトの回収に先立って又はその間に、溶液から除去されてもよい。或いは、固体残渣は、その後の残存したFe及び/又はAlの除去の間、浸出溶液に保持されてもよい。
浸出溶液からのニッケル及びコバルトの回収の前又は後で、使用済みの浸出溶液は、好ましくは、溶液中に残存したあらゆるFe及び/又はAlを除去するために処理される。典型的には、この工程は、例えば、MgO、Mg(OH)2又はMgCO3などの中和剤を添加すること、好ましくは、空気などの酸化剤を添加することによる溶液pHの増加を要する。典型的には、溶液pHがおよそ3以上へと増加させられるように、十分な量の中和剤が添加される。十分な量の酸化剤も添加されて、溶液中に残存したあらゆるFe2+を、後にジャロサイトとして沈殿するFe3+へと酸化させる。
使用済みの浸出液からのNi、Co、Fe及びAlの除去の後には、上澄み溶液は、主として、溶解したマグネシウムを、場合によっては少量のマンガンと共に含んでいる。上澄み溶液は、その後、マグネシウムをマグネシウム塩として回収するために処理される。これは、典型的には、マグネシウム塩が晶出するまで蒸発させることにより達成される。或いは、苛性ソーダ、ソーダ灰又は石灰などの強アルカリによる逆浸透又は沈殿が使用されてもよい。
マグネシウム塩は、典型的には、使用された浸出酸が硫酸であったときには、硫酸マグネシウムである。マグネシウム塩を廃棄物として処分することは従来の慣行となっているが、これは、塩中の金属分が失われることを意味する。更には、マグネシウム塩が硫酸マグネシウムを含んでいるときには、スルフェート成分もまた失われ、浸出工程用の酸の必要量を著しく増大させる。硫酸は、通常、酸浸出における高価な投入であり、それゆえ、スルフェート源を単純に廃棄することには、経済的な不利益がある。
したがって、プロセスの好ましい態様では、本発明は、マグネシウム塩を処理してマグネシウム化合物を回収することにも関する。マグネシウム塩がMgSO4を含んでいるときには、回収プロセスは、好ましくは、スルフェート回収段階をも含んでいる。好ましくは、マグネシウムは、酸化マグネシウム、水酸化マグネシウム又は炭酸マグネシウムとして回収される。より好ましくは、マグネシウムは、酸化マグネシウムとして回収される。マグネシウムの回収プロセスは、全開示がここで参照により組み込まれる2005年2月1日に出願された係属中の豪州仮特許出願第2005900431号に開示されているプロセスを含んでいてもよい。或いは、マグネシウム塩は、か焼に供されてもよい。マグネシウム塩が硫酸マグネシウムである場合には、か焼は、MgO及び/又はMgCO3並びにSO2ガスの生成をもたらす。SO2ガスは、捕集され、以下のプロセス:
SO2+H2O+1/2O2 = H2SO4
にしたがって硫酸が再生される硫酸製造プロセスに送り込まれてもよい。
マグネシウム塩から生成されるMgO、Mg(OH)2又はMgCO3は、アルカリ性化合物の良い供給源であり、Ni、Co、Al、Fe、Mn及び他の所望の元素などの金属を別個に又は組み合わせて沈殿させるための中和剤として、浸出溶液へと戻されうる。
例1
乾燥比が約1の褐鉄鉱及びサプロライト鉱石の混合物が、水性パルプとされた。水性パルプは、その後、浸出スラリーを形成するために、93%の濃度のH2SO4を有した濃硫酸と混合された。酸の適用量は、全鉱石画分中のNi及びCoの90%より多くを溶解させるのに要する化学量論量の100%より大きい。第1の浸出プロセスは、単一の反応器中で、少なくとも80℃の温度で、少なくとも2時間に亘って行われる。第1の浸出プロセスの間に、鉄化合物が溶液から沈殿する。
浸出プロセスからのオーバーフローは第2反応器へと運ばれ、そこでは、サプロライトの鉱石スラリーが混合物へと添加される。第2の浸出プロセスは、その後、同じく少なくとも80℃の温度で、およそ2時間に亘って行われる。第2の浸出プロセスの間に、更なる鉄化合物が溶液から沈殿する。
第2の浸出プロセスの完了後、固体残渣は、浸出されたスラリーから分離される。浸出貴液は、回収プロセスへと供され、その間に、ニッケル及びコバルト分が回収される。
使用済みの浸出溶液も、残存したあらゆる鉄及びアルミニウムを除去すべく処理される。これは、MgO又はMgCO3を含んだ中和剤の添加により達成される。貧液のpHは、これにより、3より大きな値へと増加する。鉄は、Fe(OH)3などの水酸化物として、大部分が沈殿させられる。
このとき、浸出貧液は、主として、溶解したマグネシウムを含有している。使用済みの浸出溶液は、蒸発池へと導かれ、過剰の水がそこから蒸発させられて、硫酸マグネシウムの結晶化をもたらす。
硫酸マグネシウムは、その後、マグネシウム回収プロセスへと供される。これは、MgO又はMgCO3、及びSO2ガスを生成するためのか焼を含んでいる。SO2ガスは、その後、硫酸回収プロセスにおける反応物として使用される。
以下の2つの例は、硫酸マグネシウム結晶からのマグネシウムの回収に関する。例2は、非還元雰囲気下でのMgSO4・7H2Oのか焼を説明しており、MgSO4が生産物として残存することを示している。しかしながら、例3は、還元条件下でのか焼により、中程度の温度での、即ち、か焼が通常行われる温度より著しく低い温度でのMgOの生成を達成できることを説明している。
例2−比較例
硫酸マグネシウム七水和物(4.0353g)のサンプルが小さなるつぼ中に置かれ、乾燥窒素フロー(5L/min)下、熱重量分析計(TGA)中でか焼された。TGA中における温度は、室温から1000℃まで、10℃/minの割合で上昇させた。サンプルは、400℃までに約2.07gの重量減少を示し、更なる重量減少は、ほんの僅かしか示さなかった。得られたサンプル質量(1.9386g)は、式 MgSO4(理論重量1.9706g)にぴったりと対応している。TGAランのグラフ表示は、図1に示されている。
例3
硫酸マグネシウム七水和物(4.0093g)のサンプルが小さなバスケット中に置かれ、乾燥水素フロー(5L/min)下、熱重量分析計(TGA)中でか焼された。TGA中における温度は、同じく室温から1000℃まで、10℃/minの割合で上昇させた。サンプルは、350℃までに、結晶水の減りに対応した約2.03gの重量減少を示した。重量は、その後、約1.06gの更なる重量減少が生じる630℃まで、安定なままであった。急激な重量減少は、810℃の温度において緩やかになった。1000℃に到達したときまでの全重量減少は、約3.29gであった。残存しているサンプルは、容器から注意深く移され、計量された。計量されたサンプルの質量(0.63g)は、式 MgO(理論重量0.655g)にぴったりと対応している。このランのグラフ表示は、図2に示されている。
例4
例4は、本発明の一態様におけるプロセス段階を提示する図3に示された流れ図である。この例では、浸出貴液からの浸出残渣の分離は、残存した鉄及びアルミニウムの除去並びにNi及びCo金属分の回収に先立って行われる。Ni及びCoの回収は、混合水酸化物沈殿、混合硫化物沈殿、溶媒抽出又はイオン交換から選択される1つの技術を使用して達成される。
例5
例5は、本発明の更なる態様におけるプロセス段階を提示する図4に示された流れ図である。例5では、Ni及びCo金属分は、レジン-イン-パルプ(R-I-P)抽出技術を用いて、残存した鉄及びアルミニウムの除去、その後のマンガンの沈殿、及び貧液からの浸出残渣の分離に先立って回収される。
上記の発明の記載は、本発明の好ましい態様の実例である。ここに記載した発明の精神又は範囲から外れない変形は、本発明の一部を為すとみなされるべきである。
TGAランのグラフ表示を示す図。 TGAランのグラフ表示を示す図。 本発明の一態様におけるプロセス段階を提示する流れ図。 本発明の更なる態様におけるプロセス段階を提示する流れ図。

Claims (19)

  1. ラテライト鉱石からのニッケル及びコバルトの回収における大気圧浸出方法であって、前記ラテライト鉱石は低マグネシウム鉱石画分及び高マグネシウム鉱石画分を含み、前記方法は、
    (a)前記ラテライト鉱石の水性パルプを形成する工程、
    (b)大気圧において、濃鉱酸を用いて前記水性パルプを浸出して、浸出貴液と浸出残渣とを含んだスラリーを生成する工程、
    (c)前記浸出貴液を、別個に又は前記スラリーの一部として処理して、溶解したニッケル及びコバルトをそこから回収し、マグネシウムを含有した貧液を残す工程、
    (d)前記マグネシウムを含有した溶液を処理して、そこからマグネシウムを含んだ塩を回収する工程
    を含んだ大気圧浸出方法。
  2. 浸出貴液及び/又は貧液のpHを増大させて、鉄を含有した沈殿物を生成する工程を更に含んだ請求項1に記載の方法。
  3. 前記低及び高マグネシウムの両画分が、前記浸出工程(b)の間に同時に浸出される請求項1又は2に記載の方法。
  4. 前記低及び高マグネシウム画分が、前記浸出工程(b)の間に順次浸出される請求項1又は2に記載の方法。
  5. 前記浸出工程(b)は60℃より高い温度で行われる請求項1に記載の方法。
  6. 前記温度は少なくとも80℃である請求項5に記載の方法。
  7. 高マグネシウム鉱石の低マグネシウム鉱石に対する比率は、乾燥比で0.5から1.3である請求項1に記載の方法。
  8. pHを増大させる前記工程は、前記浸出貴液及び/又は貧液に中和剤を添加し、pHを約3又はそれより高い値まで増加させることを備えた請求項2に記載の方法。
  9. pHを増加させる前記工程は、残存したあらゆるFe2+をFe3+へと酸化させて、そのFe(OH)3などの水酸化物としての沈殿を生じさせるために、酸化剤を添加することをも備えた請求項2又は8に記載の方法。
  10. 前記酸化剤は空気である請求項9に記載の方法。
  11. 以下の方法:イオン交換、レジン-イン-パルプ、溶媒抽出による直接的な回収、混合水酸化物沈殿又は混合硫化物沈殿の1つ以上を用いて、前記浸出貴液が処理され、ニッケル及び/又はコバルトが回収される請求項1に記載の方法。
  12. 混合水酸化物沈殿又は混合硫化物沈殿を用いて、前記浸出貴液が処理され、ニッケル及びコバルトが回収される請求項11に記載の方法。
  13. 前記マグネシウムを含有した塩は硫酸マグネシウムである請求項1に記載の方法。
  14. 前記マグネシウム塩が処理されてマグネシウムを回収する請求項1に記載の方法。
  15. 前記硫酸マグネシウムが処理されて、MgO、Mg(OH)2及び/又はMgCO3を回収する請求項13に記載の方法。
  16. 前記硫酸マグネシウムはか焼に供されて、MgO及び/又はMgCO3並びにSO2ガスを生成する請求項15に記載の方法。
  17. 前記SO2ガスは硫酸製造プロセスへと供給される請求項16に記載の方法。
  18. 前記MgO、Mg(OH)2及び/又はMgCO3は、工程(c)における前記中和剤として使用される請求項15に記載の方法。
  19. 前記MgO、Mg(OH)2、及び/又はMgCO3は、(b)由来の浸出貴液及び/又は(c)由来の貧液から、鉄、アルミニウム、及び/又はマンガンを沈殿させるために使用される請求項15に記載の方法。
JP2008532537A 2005-09-30 2005-09-30 大気圧でラテライト鉱石を浸出するための方法 Withdrawn JP2009510258A (ja)

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
PCT/AU2005/001497 WO2007035978A1 (en) 2005-09-30 2005-09-30 Process for leaching lateritic ore at atmospheric pressure

Publications (1)

Publication Number Publication Date
JP2009510258A true JP2009510258A (ja) 2009-03-12

Family

ID=37899271

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
JP2008532537A Withdrawn JP2009510258A (ja) 2005-09-30 2005-09-30 大気圧でラテライト鉱石を浸出するための方法

Country Status (7)

Country Link
US (1) US20080271571A1 (ja)
EP (1) EP1929056A4 (ja)
JP (1) JP2009510258A (ja)
AU (1) AU2005336880A1 (ja)
EA (1) EA200800997A1 (ja)
EC (1) ECSP088357A (ja)
WO (1) WO2007035978A1 (ja)

Cited By (8)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
JP2010502837A (ja) * 2006-09-06 2010-01-28 エラメット ラテライト質ニッケル/コバルト鉱石の湿式製錬処理方法およびニッケルおよび/またはコバルトの中間精鉱の製造方法またはそれを用いる商品
WO2014155855A1 (ja) * 2013-03-26 2014-10-02 住友金属鉱山株式会社 製鉄用ヘマタイトの製造方法
JP5637297B1 (ja) * 2013-12-03 2014-12-10 住友金属鉱山株式会社 中和処理方法
JP5637295B1 (ja) * 2013-12-03 2014-12-10 住友金属鉱山株式会社 中和処理方法
JP5637294B1 (ja) * 2013-11-29 2014-12-10 住友金属鉱山株式会社 中和処理方法
JP5637296B1 (ja) * 2013-12-03 2014-12-10 住友金属鉱山株式会社 中和処理方法
JP5637293B1 (ja) * 2013-11-29 2014-12-10 住友金属鉱山株式会社 中和処理方法
JP2021046572A (ja) * 2019-09-17 2021-03-25 住友金属鉱山株式会社 ニッケル酸化鉱石スラリーの前処理方法

Families Citing this family (16)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
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
AU2008251010B2 (en) * 2007-05-14 2012-07-12 Cerro Matoso Sa Nickel recovery from a high ferrous content laterite ore
US7901484B2 (en) * 2007-08-28 2011-03-08 Vale Inco Limited Resin-in-leach process to recover nickel and/or cobalt in ore leaching pulps
AU2009225947A1 (en) 2008-03-19 2009-09-24 Bhp Billiton Ssm Development Pty Ltd A process for atmospheric leaching of laterite ores using hypersaline leach solution
US8470272B2 (en) 2008-06-02 2013-06-25 Vale S.A. Magnesium recycling and sulphur recovery in leaching of lateritic nickel ores
AU2009262352A1 (en) * 2008-06-25 2009-12-30 Bhp Billiton Ssm Development Pty Ltd Iron precipitation
AU2009266418A1 (en) * 2008-07-02 2010-01-07 Bhp Billiton Ssm Development Pty Ltd A process for heap leaching of nickeliferous oxidic ores
US20110174113A1 (en) * 2010-01-18 2011-07-21 Gme Resources Ltd. Acid Recovery
EP2703503B1 (en) * 2012-09-04 2018-02-28 Canbekte, Hüsnü Sinan Method of precipitation of iron from leach solutions
EP2759610B1 (en) * 2013-01-25 2017-01-04 Canbekte, Hüsnü Sinan Process for the recovery of iron as hematite and other metallic values from a sulphate leach solution
CN103159237B (zh) * 2013-03-18 2014-11-05 昆明理工大学 一种红土镍矿酸浸沉镍废水制备七水硫酸镁的方法
WO2016077925A1 (en) * 2014-11-18 2016-05-26 Alliance Magnésium Process to produce magnesium compounds, and various by-products using sulfuric acid in a hcl recovery loop
CN108998662B (zh) * 2018-07-24 2020-08-21 眉山顺应动力电池材料有限公司 一种从褐铁型红土镍矿中高效回收铁、钪、铝的方法
CN115029551B (zh) * 2022-05-07 2024-04-09 金川集团股份有限公司 一种高镁低镍精矿酸浸降镁方法
CN114702051B (zh) * 2022-06-06 2022-08-30 潍坊泽隆新材料有限公司 一种采用副产物碳酸镁滤饼生产超细高活性氧化镁的方法
CN115057481A (zh) * 2022-06-09 2022-09-16 云南金浔资源股份有限公司 一种高性能锂离子动力电池使用硫酸钴生产方法

Family Cites Families (19)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US3804613A (en) * 1971-09-16 1974-04-16 American Metal Climax Inc Ore conditioning process for the efficient recovery of nickel from relatively high magnesium containing oxidic nickel ores
US3793432A (en) * 1972-01-27 1974-02-19 D Weston Hydrometallurgical treatment of nickel group ores
CA1024353A (en) * 1974-10-10 1978-01-17 Inco Limited Leaching nickeliferous silicate ores with hydrochloric acid
US3991159A (en) * 1975-01-09 1976-11-09 Amax Inc. High temperature neutralization of laterite leach slurry
CA1041304A (en) * 1975-04-02 1978-10-31 Rotrou A. Hall Process for recovering valuable metals from sulfate solutions
CA1050278A (en) * 1975-06-10 1979-03-13 Inco Limited Leaching limonitic ores
CA1043576A (en) * 1975-06-10 1978-12-05 Inco Limited Two stage leaching of limonitic ore and sea nodules
US4044096A (en) * 1975-12-11 1977-08-23 Amax Inc. Sulfuric acid leaching of nickeliferous laterite
US4097575A (en) * 1976-11-05 1978-06-27 Amax Inc. Roast-neutralization-leach technique for the treatment of laterite ore
DE2906808C2 (de) * 1979-02-12 1981-04-02 Gebrüder Sulzer AG, 8401 Winterthur Verfahren zur Gewinnung von Nickel aus lateritischen Erzen, insbesondere bei hohem Magnesiumgehalt
US4298379A (en) * 1980-01-31 1981-11-03 The Hanna Mining Company Production of high purity and high surface area magnesium oxide
FR2492844A1 (fr) * 1980-10-29 1982-04-30 Pechiney Ugine Kuhlmann Valorisation de cuivre, nickel et cobalt par traitement de minerais oxydes a matrice manganifere
CA1171287A (en) * 1980-11-05 1984-07-24 William R. Hatch Acid leaching of lateritic nickel ores
US4548794A (en) * 1983-07-22 1985-10-22 California Nickel Corporation Method of recovering nickel from laterite ores
US5571308A (en) * 1995-07-17 1996-11-05 Bhp Minerals International Inc. Method for recovering nickel from high magnesium-containing Ni-Fe-Mg lateritic ore
NO313244B1 (no) * 1998-07-08 2002-09-02 Crew Dev Corp Fremgangsmåte for isolering og produksjon av magnesitt eller magnesiumklorid
US6261527B1 (en) * 1999-11-03 2001-07-17 Bhp Minerals International Inc. Atmospheric leach process for the recovery of nickel and cobalt from limonite and saprolite ores
US6379637B1 (en) * 2000-10-31 2002-04-30 Walter Curlook Direct atmospheric leaching of highly-serpentinized saprolitic nickel laterite ores with sulphuric acid
AUPS201902A0 (en) * 2002-04-29 2002-06-06 Qni Technology Pty Ltd Modified atmospheric leach process for laterite ores

Cited By (12)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
JP2010502837A (ja) * 2006-09-06 2010-01-28 エラメット ラテライト質ニッケル/コバルト鉱石の湿式製錬処理方法およびニッケルおよび/またはコバルトの中間精鉱の製造方法またはそれを用いる商品
WO2014155855A1 (ja) * 2013-03-26 2014-10-02 住友金属鉱山株式会社 製鉄用ヘマタイトの製造方法
JP2014189412A (ja) * 2013-03-26 2014-10-06 Sumitomo Metal Mining Co Ltd 製鉄用ヘマタイトの製造方法
US9828256B2 (en) 2013-03-26 2017-11-28 Sumitomo Metal Mining Co., Ltd. Method for producing hematite for ironmaking
JP5637294B1 (ja) * 2013-11-29 2014-12-10 住友金属鉱山株式会社 中和処理方法
JP5637293B1 (ja) * 2013-11-29 2014-12-10 住友金属鉱山株式会社 中和処理方法
JP5637297B1 (ja) * 2013-12-03 2014-12-10 住友金属鉱山株式会社 中和処理方法
JP5637295B1 (ja) * 2013-12-03 2014-12-10 住友金属鉱山株式会社 中和処理方法
JP5637296B1 (ja) * 2013-12-03 2014-12-10 住友金属鉱山株式会社 中和処理方法
JP2021046572A (ja) * 2019-09-17 2021-03-25 住友金属鉱山株式会社 ニッケル酸化鉱石スラリーの前処理方法
WO2021054240A1 (ja) * 2019-09-17 2021-03-25 住友金属鉱山株式会社 ニッケル酸化鉱石スラリーの前処理方法
JP7057900B2 (ja) 2019-09-17 2022-04-21 住友金属鉱山株式会社 ニッケル酸化鉱石スラリーの前処理方法

Also Published As

Publication number Publication date
WO2007035978A1 (en) 2007-04-05
AU2005336880A1 (en) 2007-04-05
EP1929056A4 (en) 2009-04-15
EP1929056A1 (en) 2008-06-11
US20080271571A1 (en) 2008-11-06
EA200800997A1 (ru) 2008-08-29
ECSP088357A (es) 2008-06-30

Similar Documents

Publication Publication Date Title
JP2009510258A (ja) 大気圧でラテライト鉱石を浸出するための方法
JP5157943B2 (ja) 硫酸酸性水溶液からのニッケル回収方法
CA2521817A1 (en) Process for leaching lateric ore at atmospheric pressure
US6680035B2 (en) Atmospheric leach process for the recovery of nickel and cobalt from limonite and saprolite ores
US7329396B2 (en) Process for the recovery of value metals from material containing base metal oxides
EP1809778B1 (en) Leaching process in the presence of hydrochloric acid for the recovery of a value metal from an ore
US8323377B2 (en) Recovery of metals from oxidised metalliferous materials
JP2008508428A (ja) 大気圧浸出および中圧浸出の組合せによるラテライト鉱石からのニッケルおよびコバルト回収法
US8016913B2 (en) Nickel-laterite process
JP2005523996A (ja) ラテライトニッケル鉱石のための大気圧浸出方法
JP2008504439A (ja) 濃酸との反応および水浸出によるラテライト鉱石からのニッケルおよびコバルト回収法
JP2008533294A (ja) ニッケル及びコバルトを含有する鉱石の連続浸出または同時浸出
EP1954843A2 (en) Leaching process in the presence of hydrochloric acid for the recovery of a value metal from an ore
WO2009114903A1 (en) Process for the recovery of nickel and/or cobalt from high ferrous content laterite ores
US20190024211A1 (en) Treatment of non-sulfidic nikeliferous resources and recovery of metal values therefrom
JP6798078B2 (ja) イオン交換処理方法、スカンジウムの回収方法
US8361191B2 (en) Low acid leaching of nickel and cobalt from lean iron-containing nickel ores
CA2859035A1 (en) Separation of iron from value metals in leaching of laterite ores
EP2553129B1 (en) Low acid leaching of nickel and cobalt from lean iron-containing nickel ores
CN101273146A (zh) 常压浸提红土矿石的方法
AU2010299790B2 (en) Method for recovering nickel and cobalt from laterite
AU2011235562A1 (en) Low acid leaching of nickel and cobalt from lean iron-containing nickel ores
EP2462249B1 (en) Process for the recovery of metals such as nickel from an iron-containing ore by leaching with acidic sulfate solution
US20110174113A1 (en) Acid Recovery
ZA200507870B (en) Process for leaching lateritic ore at atmospheric pressure

Legal Events

Date Code Title Description
A761 Written withdrawal of application

Free format text: JAPANESE INTERMEDIATE CODE: A761

Effective date: 20090915