JP2010163688A - ラテライトニッケル鉱に対する大気圧浸出方法 - Google Patents
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Abstract
【解決手段】ラテライト鉱からのニッケル及びコバルトの回収における大気浸出方法であって、a)ラテライト鉱の採鉱後、低マグネシウム含有鉱石画分と高マグネシウム含有鉱石画分とに分離する工程と、b)鉱石画分を別々にスラリーにする工程と、c)低マグネシウム含有鉱石画分を濃硫酸で浸出させる一次浸出工程としての工程と、d)一次浸出工程後、高マグネシウム含有スラリーを導入して、鉄酸化物若しくは鉄水酸化物として鉄を沈殿させる工程で、鉄の沈殿の間に放出される硫酸は前記高マグネシウム鉱石画分を浸出させるのに使用される二次浸出工程とを含んだ方法。
【選択図】図1
Description
序論
本発明は、ニッケル及びコバルト製品を回収するためのラテライト鉱の大気圧酸浸出方法にある。
ラテライト鉱は酸化鉱石であり、鉱石を選鉱して高価な金属であるニッケル及びコバルトを精鉱する有効な方法は一般には存在しないため、それらの採鉱は、鉱石のほぼ全体を処理することを必要とする。
本発明は、ニッケル及びコバルト製品を回収するための、ラテライト鉱の大気酸浸出プロセスにある。特には、本発明は、ラテライト鉱の別々の画分を大気圧のもと酸の沸点までの温度で連続的且つ協同的に酸浸出してニッケル及びコバルトを回収することにある。
a)前記ラテライト鉱を、抜掘りによって又は採鉱後の分級によって、低マグネシウム含有鉱石画分と高マグネシウム含有鉱石画分とに分離する工程と、
b)分離した前記鉱石画分を別々にスラリーにする工程と、
c)前記低マグネシウム含有鉱石画分を濃硫酸で浸出させる一次浸出工程としての工程と、
d)前記一次浸出工程の実質的な完了に続いて前記高マグネシウム含有鉱石のスラリーを導入して、針鉄鉱として又は他の低サルフェート含有形態の鉄酸化物若しくは鉄水酸化物として鉄を沈殿させる工程であって、鉄の沈殿の間に放出される硫酸は前記高マグネシウム鉱石画分を浸出させるのに使用される二次浸出工程と
を含んだ方法にある。
比較例1
比較を目的として、この試験は、米国特許第6261527号の請求の範囲に記載された、ニッケル及びコバルトをラテライト鉱から浸出させ且つ鉄をジャロサイトとして沈殿させる条件をシミュレートした。この試験について、サプロライトと褐鉄鉱鉱石との重量比は0.90であった。硫酸の褐鉄鉱に対する重量比は1.43であった。それ故、硫酸の鉱石(褐鉄鉱及びサプロライト)に対する重量比は0.75であった。この試験では、190グラムの褐鉄鉱鉱石及び鉄の含有率が高い(Fe>10重量%)171グラムのサプロライト鉱石が、それぞれ、合成海水と混合されて、20重量%及び25重量%の固形分を有するスラリーを形成した。褐鉄鉱スラリーは、リアクタ内において、95乃至105℃の温度及び大気圧で、277gの98%硫酸と140分間に亘って混合された。浸出液は、18g/LのH2SO4と、3.1g/LのNiと、88g/LのFeと、1.8g/LのMgと、0.22g/LのCoとを含有していた。メタ重亜硫酸ナトリウムを添加することによって、酸化還元電位は870乃至910mV(SHE)に制御された。酸性度が20g/LのH2SO4付近に安定化した後、サプロライトスラリーと80グラムのジャロサイト含有シードとが、先のリアクタへ内へと連続的に加えられた。合計の反応時間は10時間であった。浸出液は、20g/LのH2SO4と、4.3g/LのNiと、2.0g/LのFeと、15.7g/LのMgと、0.30g/LのCoとを含有していた。最後に、酸性度を23g/LからpH1.8へと中性化するべく、25重量%のスラリーの形態にある32グラムの石灰石が、95乃至105℃で先のリアクタへ内へと加えられた。最終的な浸出液は、2g/LのH2SO4と、4.3g/LのNiと、0.2g/LのFeと、15.9g/LのMgと、0.30g/LのCoとを含有していた。浸出残留物の重量は508グラムであった。表2は、原料及び残留物の組成と浸出の採収率とを示している。結果は、米国特許第6261527号の例3において報告された結果と類似していた。残留物のナトリウム含有率及びXRDパターンによって、浸出残留物におけるナトロ(ナトリウム)ジャロサイトの存在が確かめられた(表2及び図4を参照のこと)。
低マグネシウムラテライト鉱(Mg<6重量%)、例えば褐鉄鉱スラリーと、高Mg(Mg>8重量%)ラテライト鉱、例えばサプロライトスラリーとが、飲料水を用いて別々に調製された。使用されたサプロライト鉱石の鉄含有率は18重量%であった。褐鉄鉱及びサプロライトスラリーの固形分濃度は、それぞれ、20重量%及び25重量%であった。硫酸/褐鉄鉱、サプロライト/褐鉄鉱及び硫酸/鉱石(褐鉄鉱及びサプロライト)の重量比は、それぞれ、1.36、0.88及び0.72であった。この試験では、934グラムの20重量%褐鉄鉱スラリーが、リアクタ内において、95乃至105℃の温度及び大気圧で、267グラムの98重量%H2SO4と2.5時間に亘って混合された。浸出液は、23g/LのH2SO4と、3.0g/LのNiと、84g/LのFeと、1.9g/LのMgと、0.24g/LのCoとを含有していた。ナトリウムフリーの亜硫酸塩を加えることによって、酸化還元電位は835乃至840mV(SHE)に制御された。酸性度が26g/L H2SO4付近で安定化した後、673グラムの25重量%サプロライトスラリーと80グラムの針鉄鉱含有シードとが、リアクタへ内へと連続的に加えられた。サプロライトの浸出及び鉄の沈殿の反応は、95乃至105℃及び大気圧で10時間に亘って行われた。酸化還元電位は、ナトリウムフリーの亜硫酸塩を加えずとも720乃至800mV(SHE)であった。浸出液は、8g/LのH2SO4と、3.6g/LのNiと、20.6g/LのFeと、14.3g/LのMgと、0.34g/LのCoとを含有していた。最後に、酸性度をpH1.7へと中性化するべく、25重量%のスラリーの形態にある69グラムの石灰石が、95乃至105℃及び大気圧でリアクタへ内へと加えられた。最終的な浸出液は、9g/LのH2SO4と、3.9g/LのNiと、3.0g/LのFe2+を含んだ4.7g/LのFeと、15.0g/LのMgと、0.33g/LのCoとを含有していた。浸出残留物の重量は384グラムであった。表3は、原料及び残留物の組成と浸出の採収率とを示している。残留物からナトリウム含有物が検出されなかったことと、残留物のXRD/SEM試験とによって、鉄が針鉄鉱として残留物に沈殿したことが確かめられた(表3及び図4を参照のこと)。
この試験では、硫酸/褐鉄鉱、サプロライト/褐鉄鉱及び硫酸/鉱石(褐鉄鉱及びサプロライト)の重量比は、それぞれ、1.37、0.69及び0.81であった。935グラムの例2で説明した20重量%褐鉄鉱スラリーが、リアクタ内において、95乃至105℃の温度及び大気圧で、267グラムの98重量%H2SO4と3時間に亘って混合された。浸出液は、24g/LのH2SO4と、2.8g/LのNiと、77g/LのFeと、1.9g/LのMgと、0.21g/LのCoとを含有していた。ナトリウムフリーの亜硫酸塩を加えることによって、酸化還元電位は835乃至840mV(SHE)に制御された。酸性度が26g/L H2SO4付近で安定化した後、524グラムの例2で説明した25重量%サプロライトスラリーと80グラムの針鉄鉱含有シードとが、リアクタへ内へと連続的に加えられた。サプロライトの浸出及び鉄の沈殿の反応は、95乃至105℃及び大気圧で10時間に亘って行われた。酸化還元電位は、ナトリウムフリーの亜硫酸塩を加えずとも720乃至800mV(SHE)であった。浸出液は、3g/LのH2SO4と、3.5g/LのNiと、27.4g/LのFeと、12.2g/LのMgと、0.30g/LのCoとを含有していた。最後に、酸性度をpH1.7へと中性化するべく、25重量%のスラリーの形態にある95グラムの石灰石が、95乃至105℃及び大気圧でリアクタへ内へと加えられた。最終的な浸出液は、3g/LのH2SO4と、3.6g/LのNiと、1.7g/LのFe2+を含んだ4.2g/LのFeと、13.1g/LのMgと、0.32g/LのCoとを含有していた。浸出残留物の重量は402グラムであった。表4は、原料及び残留物の組成と浸出の採収率とを示している。残留物からナトリウム含有物が検出されなかったことと、残留物のXRD/SEM試験とによって、鉄が針鉄鉱として残留物に沈殿したことが確かめられた(表4及び図4を参照のこと)。
この試験では、硫酸/褐鉄鉱、サプロライト/褐鉄鉱及び硫酸/鉱石(褐鉄鉱及びサプロライト)の重量比は、それぞれ、1.37、0.58及び0.87であった。935グラムの例2で説明した20重量%褐鉄鉱スラリーが、リアクタ内において、95乃至105℃の温度及び大気圧で、267グラムの98重量%H2SO4と3時間に亘って混合された。浸出液は、24g/LのH2SO4と、3.3g/LのNiと、92g/LのFeと、2.1g/LのMgと、0.24g/LのCoとを含有していた。ナトリウムフリーの亜硫酸塩を加えることによって、酸化還元電位は840乃至850mV(SHE)に制御された。酸性度が25g/L H2SO4付近で安定化した後、440グラムの例2で説明した25重量%サプロライトスラリーと80グラムの針鉄鉱含有シードとが、リアクタへ内へと連続的に加えられた。サプロライトの浸出及び鉄の沈殿の反応は、95乃至105℃及び大気圧で11時間に亘って行われた。酸化還元電位は、ナトリウムフリーの亜硫酸塩を加えずとも800乃至840mV(SHE)であった。浸出液は、4g/LのH2SO4と、3.5g/LのNiと、35.1g/LのFeと、11.4g/LのMgと、0.31g/LのCoとを含有していた。最後に、酸性度をpH1.4へと中性化するべく、25重量%のスラリーの形態にある93グラムの石灰石が、95乃至105℃及び大気圧でリアクタへ内へと加えられた。最終的な浸出液は、5g/LのH2SO4と、3.6g/LのNiと、0.8g/LのFe2+を含んだ5.8g/LのFeと、12.1g/LのMgと、0.32g/LのCoとを含有していた。浸出残留物の重量は368グラムであった。残留物からナトリウム含有物が検出されなかったことと、残留物のXRD/SEM試験とによって、鉄が針鉄鉱として残留物に沈殿したことが確かめられた(表5及び図4を参照のこと)。
低マグネシウムラテライト鉱スラリー(Mg<6重量%)、例えば褐鉄鉱スラリーと、高Mg(Mg>8重量%)ラテライト鉱スラリー、例えばサプロライトスラリーとが、飲料水を用いて別々に調製された。サプロライトの鉄含有率は9重量%であった。褐鉄鉱及びサプロライトスラリーの固形分濃度は、それぞれ、21重量%及び25重量%であった。この試験では、817グラムの褐鉄鉱スラリーが、リアクタ内において、95乃至105℃の温度及び大気圧で、233グラムの98重量%H2SO4と2.5時間に亘って混合された。浸出液は、21g/LのH2SO4と、3.0g/LのNiと、84g/LのFeと、2.0g/LのMgと、0.22g/LのCoとを含有していた。ナトリウムフリーの亜硫酸塩を加えることによって、酸化還元電位は835乃至840mV(SHE)に制御された。酸性度が20g/L H2SO4付近で安定化した後、849グラムのサプロライトスラリーと40グラムの針鉄鉱含有シードとが、リアクタへ内へと連続的に加えられた。この試験についての硫酸/褐鉄鉱、サプロライト/褐鉄鉱及び硫酸/(褐鉄鉱+サプロライト)の重量比は、それぞれ、1.32、1.25及び0.59であった。サプロライトの浸出及び鉄の沈殿の反応は、95乃至105℃及び大気圧で10時間に亘って行われた。酸化還元電位は、ナトリウムフリーの亜硫酸塩を加えずとも720乃至800mV(SHE)であった。浸出液は、7g/LのH2SO4と、5.5g/LのNiと、5.9g/LのFeと、18.9g/LのMgと、0.14g/LのCoとを含有していた。最後に、酸性度をpH1.8へと中性化するべく、25重量%のスラリーの形態にある23グラムの石灰石が、95乃至105℃及び大気圧でリアクタへ内へと加えられた。最終的な浸出液は、2.5g/LのH2SO4と、5.5g/LのNiと、3.7g/LのFe2+を含んだ5.9g/LのFeと、19.4g/LのMgと、0.14g/LのCoとを含有していた。浸出残留物の重量は319グラムであった。表6は、原料及び残留物の組成と浸出の採収率を示している。
低マグネシウムラテライト鉱スラリー(Mg<6重量%)、例えば褐鉄鉱スラリーと、高Mg(Mg>8重量%)ラテライト鉱スラリー、例えばサプロライトスラリーとが、飲料水を用いて別々に調製された。サプロライトの鉄含有率は9重量%であった。褐鉄鉱及びサプロライトスラリーの固形分濃度は、それぞれ、21重量%及び25重量%であった。この試験では、1050グラムの褐鉄鉱スラリーが、リアクタ内において、95乃至105℃の温度及び大気圧で、300グラムの98重量%H2SO4と2.5時間に亘って混合された。浸出液は、23g/LのH2SO4と、3.0g/LのNiと、83g/LのFeと、2.0g/LのMgと、0.22g/LのCoとを含有していた。ナトリウムフリーの亜硫酸塩を加えることによって、酸化還元電位は835乃至840mV(SHE)に制御された。酸性度が23g/L H2SO4付近で安定化した後、546グラムのサプロライトスラリーと40グラムの針鉄鉱含有シードとが、リアクタへ内へと連続的に加えられた。この試験についての硫酸/褐鉄鉱、サプロライト/褐鉄鉱及び硫酸/(褐鉄鉱+サプロライト)の重量比は、1.32、0.61及び0.82であった。サプロライトの浸出及び鉄の沈殿の反応は、95乃至105℃及び大気圧で10時間に亘って行われた。酸化還元電位は、ナトリウムフリーの亜硫酸塩を加えずとも720乃至800mV(SHE)であった。浸出液は、7g/LのH2SO4と、5.3g/LのNiと、24.8g/LのFeと、17.0g/LのMgと、0.18g/LのCoとを含有していた。最後に、酸性度をpH1.7へと中性化するべく、25重量%のスラリーの形態にある90グラムの石灰石が、95乃至105℃及び大気圧でリアクタへ内へと加えられた。最終的な浸出液は、2g/LのH2SO4と、5.8g/LのNiと、3.3g/LのFe2+を含んだ4.3g/LのFeと、18.8g/LのMgと、0.20g/LのCoとを含有していた。浸出残留物の重量は413グラムであった。表7は、原料及び残留物の組成と浸出の採収率を示している。
低マグネシウムラテライト鉱スラリー(Mg<6重量%)、例えば褐鉄鉱スラリーと、高Mg(Mg>8重量%)ラテライト鉱スラリー、例えばサプロライトスラリーとが、飲料水を用いて別々に調製された。サプロライトの鉄含有率は11重量%であった。褐鉄鉱及びサプロライトスラリーの固形分濃度は、それぞれ、20重量%及び25重量%であった。この試験では、1001グラムの褐鉄鉱スラリーが、リアクタ内において、95乃至105℃の温度及び大気圧で、286グラムの98重量%H2SO4と2.5時間に亘って混合された。浸出液は、28g/LのH2SO4と、2.6g/LのNiと、74g/LのFeと、1.9g/LのMgと、0.20g/LのCoとを含有していた。ナトリウムフリーの亜硫酸塩を加えることによって、酸化還元電位は835乃至840mV(SHE)に制御された。酸性度が28g/L H2SO4付近で安定化した後、720グラムのサプロライトスラリーと40グラムの針鉄鉱含有シードとが、リアクタへ内へと連続的に加えられた。この試験についての硫酸/褐鉄鉱、サプロライト/褐鉄鉱及び硫酸/(褐鉄鉱+サプロライト)の重量比は、1.40、0.90及び0.74であった。サプロライトの浸出及び鉄の沈殿の反応は、95乃至105℃及び大気圧で10時間に亘って行われた。酸化還元電位は、ナトリウムフリーの亜硫酸塩を加えずとも720乃至800mV(SHE)であった。浸出液は、11g/LのH2SO4と、4.3g/LのNiと、14.8g/LのFeと、16.6g/LのMgと、0.16g/LのCoとを含有していた。最後に、酸性度をpH1.7へと中性化するべく、25重量%のスラリーの形態にある80グラムの石灰石が、95乃至105℃及び大気圧でリアクタへ内へと加えられた。最終的な浸出液は、1.7g/LのH2SO4と、4.3g/LのNiと、2.1g/LのFeと、17.3g/LのMgと、0.16g/LのCoとを含有していた。浸出残留物の重量は381グラムであった。表8は、原料及び残留物の組成と浸出の採収率を示している。
この試験は、図2に示したプロセスをシミュレートした。この試験についての硫酸/褐鉄鉱、サプロライト/褐鉄鉱及び硫酸/(褐鉄鉱+サプロライト)の重量比は、1.31、1.91及び0.60であった。817グラムの例2で説明した21重量%の褐鉄鉱スラリーが、リアクタ内において、95乃至105℃の温度及び大気圧で、233グラムの98重量%のH2SO4と3時間に亘って混合された。浸出液は、20g/LのH2SO4と、3.2g/LのNiと、87g/LのFeと、2.1g/LのMgと、0.24g/LのCoとを含有していた。ナトリウムフリーの亜硫酸塩を加えることによって、酸化還元電位は835乃至840mV(SHE)に制御された。酸性度が20g/L H2SO4付近で安定化した後、828グラムの例2で説明した25重量%サプロライトスラリーと80グラムの針鉄鉱含有シードとが、リアクタへ内へと連続的に加えられた。サプロライトの浸出及び鉄の沈殿の反応は、95乃至105℃及び大気圧で3時間に亘って行われた。浸出液は、3.4g/LのH2SO4と、3.3g/LのNiと、18.3g/LのFeと、12.8g/LのMgと、0.32g/LのCoとを含有していた。次に、海塩である12gのNaClがスラリーに加えられ、更に6時間に亘って残留鉄をジャロサイトとして沈殿させた。浸出液は、11g/LのH2SO4と、3.7g/LのNiと、1.4g/LのFeと、17.3g/LのMgと、0.32g/LのCoとを含有していた。サプロライト浸出の酸化還元電位は、ナトリウムフリーの亜硫酸塩を加えずとも720乃至800mV(SHE)であった。最後に、酸性度をpH1.6へと中性化するべく、25重量%のスラリーの形態にある15.5グラムの石灰石が、95乃至105℃及び大気圧でリアクタへ内へと加えられた。最終的な浸出液は、4g/LのH2SO4と、3.9g/LのNiと、0.5g/LのFe2+を含んだ0.6g/LのFeと、17.8g/LのMgと、0.32g/LのCoとを含有していた。浸出残留物の重量は403グラムであった。表9は、原料及び残留物の組成と浸出の採収率を示している。
この試験は、図3に示したプロセスをシミュレートした。この試験についての硫酸/褐鉄鉱、サプロライト/褐鉄鉱及び硫酸/(褐鉄鉱+サプロライト)の重量比は、1.32、1.20及び0.60であった。817グラムの例2で説明した21重量%褐鉄鉱スラリーが、リアクタ内において、95乃至105℃の温度及び大気圧で、233グラムの98重量%H2SO4と3時間に亘って混合された。浸出液は、20g/LのH2SO4と、3.1g/LのNiと、82g/LのFeと、2.1g/LのMgと、0.23g/LのCoとを含有していた。ナトリウムフリーの亜硫酸塩を加えることによって、酸化還元電位は840乃至850mV(SHE)に制御された。酸性度が20g/L H2SO4付近で安定化した後、828グラムの例2で説明した25重量%サプロライトスラリーと80グラムの針鉄鉱含有シードとが、リアクタへ内へと連続的に加えられた。サプロライトの浸出及び針鉄鉱としての鉄の沈殿の反応は、95乃至105℃及び大気圧で3時間に亘って行われた。浸出液は、3.4g/LのH2SO4と、3.5g/LのNiと、19.8g/LのFeと、13.4g/LのMgと、0.32g/LのCoとを含有していた。酸化還元電位は、ナトリウムフリーの亜硫酸塩を加えずとも780乃至840mV(SHE)であった。次に、SO2ガスを、8時間に亘ってスラリー中へと分散させた。酸化還元電位は、590乃至620mV(SHE)まで低下した。浸出液は、14g/LのH2SO4と、4.2g/LのNiと、25.2g/LのFe2+を含んだ27.7g/LのFeと、18.3g/LのMgと、0.32g/LのCoとを含有していた。最後に、酸性度をpH1.8へと中性化するべく、25重量%のスラリーの形態にある42グラムの石灰石が、95乃至105℃及び大気圧でリアクタへ内へと加えられた。最終的な浸出液は、2g/LのH2SO4と、4.1g/LのNiと、24.4g/LのFe2+を含んだ25g/LのFeと、18g/LのMgと、0.31g/LのCoとを含有していた。Fe3+からFe2+への転化は100%に近かった。浸出残留物の重量は332グラムであった。表10は、原料及び残留物の組成と浸出の採収率を示している。
96時間の試験プラント操業で、2972キログラムの20重量%褐鉄鉱スラリー及び825キログラムの98重量%H2SO4が、95°乃至105℃の温度及び大気圧で、一連の完全混合槽型反応器(CSTR)内へと連続的に送り込まれた。SO2ガスを分散させることによって、酸化還元電位は835乃至940mV(SHE)に制御された。褐鉄鉱浸出の保持時間は4時間であった。浸出液は、29g/LのH2SO4と、2.4g/LのNiと、70g/LのFeと、1.9g/LのMgと、0.13g/LのCoとを含有していた。サプロライト浸出と鉄の針鉄鉱としての沈殿との同時反応のために、褐鉄鉱浸出スラリーが、他の一連のCSTRにおいて、95°乃至105℃の温度及び大気圧で、固形分濃度が25重量%のサプロライトスラリーと混合された。サプロライト浸出及び鉄の針鉄鉱としての沈殿の保持時間は10時間であった。このセクションでは、SO2分散を行わなかった。使用した25重量%サプロライトスラリーの合計重量は1978キログラムであった。それ故、硫酸/褐鉄鉱、サプロライト/褐鉄鉱及び硫酸/(褐鉄鉱+サプロライト)の重量比は、それぞれ、1.36、0.83及び0.74であった。浸出液は、5g/LのH2SO4と、3.6g/LのNiと、18.6g/LのFeと、14.1g/LのMgと、0.15g/LのCoとを含有していた。浸出スラリーは、95°乃至105℃及び大気圧で20重量%の石灰石スラリーを用い、pH1.5〜2.0又は5〜10g/L H2SO4の酸性度へと連続的に中性化した。保持時間は2〜3時間であった。石灰石スラリーの合計重量は884kgであった。最終的な浸出液は、5g/LのH2SO4と、3.0g/LのNiと、0.2g/LのFe2+を含んだ3.5g/LのFeと、12.1g/LのMgと、0.13g/LのCoとを含有していた。表11は、原料及び残留物の組成と浸出の採収率を示している。
89時間の試験プラント操業で、2538キログラムの30重量%褐鉄鉱スラリー及び1052キログラムの98重量%H2SO4が、95°乃至105℃の温度及び大気圧で、一連の完全混合槽型反応器(CSTR)内へと連続的に送り込まれた。SO2ガスを分散させることによって、酸化還元電位は835乃至940mV(SHE)に制御された。褐鉄鉱浸出の保持時間は5時間であった。褐鉄鉱浸出セクションの浸出液は、20g/LのH2SO4と、4.8g/LのNiと、136g/LのFeと、3.2g/LのMgと、0.25g/LのCoとを含有していた。サプロライト浸出と鉄の針鉄鉱としての沈殿との同時反応のために、褐鉄鉱浸出スラリーが、他の一連のCSTRにおいて、95°乃至105℃の温度及び大気圧で、固形分濃度が30重量%のサプロライトスラリーと混合された。サプロライト浸出及び鉄の針鉄鉱としての沈殿の保持時間は11時間であった。このセクションでは、SO2分散を行わなかった。使用したサプロライトスラリーの合計重量は2052キログラムであった。それ故、硫酸/褐鉄鉱、サプロライト/褐鉄鉱及び硫酸/(褐鉄鉱+サプロライト)の重量比は、それぞれ、1.35、0.81及び0.75であった。浸出液は、5g/LのH2SO4と、5.1g/LのNiと、6.4g/LのFeと、16.4g/LのMgと、0.19g/LのCoとを含有していた。浸出スラリーは、95°乃至105℃及び大気圧で20重量%の石灰石スラリーを用い、pH1.5〜2.0又は5〜10g/L H2SO4の酸性度へと連続的に中性化された。保持時間は2〜3時間であった。石灰石スラリーの合計重量は1248kgであった。最終的な浸出液は、5g/LのH2SO4と、5.1g/LのNiと、0.2g/LのFe2+を含んだ6.4g/LのFeと、16.4g/LのMgと、0.19g/LのCoとを含有していた。表12は、原料及び残留物の組成と浸出の採収率を示している。
Claims (24)
- ラテライト鉱からのニッケル及びコバルトの回収における大気浸出方法であって、
a)前記ラテライト鉱を、抜掘りによって又は採鉱後の分級によって、低マグネシウム含有鉱石画分と高マグネシウム含有鉱石画分とに分離する工程と、
b)分離した前記鉱石画分を別々にスラリーにする工程と、
c)前記低マグネシウム含有鉱石画分を濃硫酸で浸出させる一次浸出工程としての工程と、
d)前記一次浸出工程の実質的な完了に続いて前記高マグネシウム含有鉱石のスラリーを導入して、針鉄鉱として又は他の低サルフェート含有形態の鉄酸化物若しくは鉄水酸化物として鉄を沈殿させる工程であって、鉄の沈殿の間に放出される硫酸は前記高マグネシウム鉱石画分を浸出させるのに使用される二次浸出工程と
を含んだ方法。 - 請求項1に記載の方法であって、前記鉄は針鉄鉱として沈殿させる方法。
- 請求項1に記載の方法であって、前記低マグネシウム含有鉱石画分は、約6重量%未満のマグネシウムを含有している褐鉄鉱鉱石を含んだ方法。
- 請求項1に記載の方法であって、前記高マグネシウム含有鉱石画分は、約8重量%を超えるマグネシウムを有しているサプロライト鉱石を含んだ方法。
- 請求項3に記載の方法であって、前記低マグネシウム含有鉱石画分は、中程度のマグネシウム含有率のスメクタイト又はノントロナイト鉱石を更に含んだ方法。
- 請求項4に記載の方法であって、前記高マグネシウム含有鉱石画分は、中程度のマグネシウム含有率のスメクタイト又はノントロナイト鉱石を更に含んだ方法。
- 請求項1に記載の方法であって、分離した前記鉱石画分は、ナトリウム、アルカリ金属及びアンモニウムフリーの水の中において、約20重量%よりも高い固形分濃度でスラリーにさせる方法。
- 請求項1に記載の方法であって、前記一次浸出工程は、第1リアクタにおいて、105℃までの又は大気圧における前記浸出の反応体の沸点までの温度で実行される方法。
- 請求項8に記載の方法であって、前記硫酸は、好ましくは、理論比の100乃至140%の濃度である方法。
- 請求項1に記載の方法であって、前記高マグネシウム含有鉱石のスラリーは、前記二次浸出工程の完了のために、105℃までの又は大気圧における前記浸出の反応体の沸点までの温度で第2リアクタへと導入される方法。
- 請求項10に記載の方法であって、針鉄鉱、赤鉄鉱又は石膏を含有したシードが、前記高マグネシウム含有鉱石の導入直後に前記第2リアクタへと加えられて、鉄の沈殿を開始させる又はアシストする方法。
- 請求項11に記載の方法であって、1回分のシードは、前記低マグネシウム含有鉱石と前記高マグネシウム含有鉱石との合計重量の20重量%までの量で加えられる方法。
- 請求項1に記載の方法であって、前記一次浸出工程の間の酸化還元電位は800mV乃至1000mV(SHE)の間に制御される方法。
- 請求項13に記載の方法であって、前記一次浸出工程における前記酸化還元電位は約835mV(SHE)である方法。
- 請求項13又は14に記載の方法であって、前記酸化還元電位は、二酸化硫黄ガス又はナトリウムフリーのメタ重亜硫酸塩若しくは亜硫酸塩を前記スラリー中に注入することによって制御される方法。
- 請求項13に記載の方法であって、前記二次浸出工程における酸化還元電位は700乃至900mV(SHE)である方法。
- 請求項1に記載の方法であって、前記高マグネシウム鉱石と前記低マグネシウム鉱石との乾燥比は約0.5乃至1.3である方法。
- 請求項1に記載の方法であって、前記二次浸出工程後の浸出溶液を石灰石スラリーの添加によって中和して、鉄の針鉄鉱としての沈殿を完了させる更なる工程を含んだ方法。
- 請求項18に記載の方法であって、中和の終点は、pHを周囲温度で測定したときに1.5乃至3.0へと高めることである方法。
- 請求項1に記載の方法であって、前記二次浸出工程後の残りの鉄を、ジャロサイト形成イオンの添加によってジャロサイトとして沈殿させる更なる工程を含んだ方法。
- 請求項20に記載の方法であって、前記ジャロサイト形成イオンは、ナトリウム、カリウム又はアンモニウムイオンである方法。
- 請求項1に記載の方法であって、前記二次浸出工程後の残りのイオンを、適当な還元剤の添加によって第一鉄の状態へと還元する更なる工程を含んだ方法。
- 請求項22に記載の方法であって、前記還元剤は二酸化硫黄である方法。
- 請求項1に記載の方法であって、前記ニッケルと前記コバルトとは、硫化水素若しくは他の硫化物源を用いた硫化物沈殿、混合水酸化物沈殿、イオン交換、又は液−液抽出によって回収される方法。
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Cited By (1)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
CN106893868A (zh) * | 2017-03-15 | 2017-06-27 | 中国石油大学(北京) | 从含锌冶金粉尘中选择性浸出锌的方法 |
Families Citing this family (62)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
AU2003903632A0 (en) * | 2003-07-14 | 2003-07-31 | Qni Technology Pty Ltd | Process for recovery of nickel and cobalt by heap leaching of low grade nickel or cobalt containing material |
JP4456110B2 (ja) * | 2004-03-31 | 2010-04-28 | 大平洋金属株式会社 | ニッケルまたはコバルトの浸出方法 |
JP4225514B2 (ja) * | 2004-05-27 | 2009-02-18 | 大平洋金属株式会社 | ニッケルおよびコバルトの回収方法 |
JP4294685B2 (ja) * | 2004-05-27 | 2009-07-15 | 大平洋金属株式会社 | ニッケルまたはコバルトの回収方法 |
WO2006000098A1 (en) * | 2004-06-28 | 2006-01-05 | Skye Resources Inc. | Method for nickel and cobalt recovery from laterite ores by reaction with concentrated acid water leaching |
WO2006000020A1 (en) * | 2004-06-29 | 2006-01-05 | European Nickel Plc | Improved leaching of base metals |
JP2008508428A (ja) * | 2004-08-02 | 2008-03-21 | スカイ リソーシーズ インコーポレーティッド | 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 |
AU2005306572B2 (en) * | 2004-11-17 | 2011-07-14 | Bhp Billiton Ssm Development Pty Ltd | Consecutive or simultaneous leaching of nickel and cobalt containing ores |
BRPI0518178A (pt) * | 2004-11-17 | 2008-11-04 | Bhp Billiton Ssm Technology Pty Ltd | lixiviação simultánea ou consecutiva de minérios contendo cobalto e nìquel |
CN101133171A (zh) * | 2005-02-14 | 2008-02-27 | Bhp比利通Ssm技术有限公司 | 增强的酸浸提红土矿石的方法 |
WO2007016737A1 (en) * | 2005-08-09 | 2007-02-15 | Murrin Murrin Operations Pty Ltd | Hydrometallurgical method for the extraction of nickel and cobalt from laterite ores |
JP5060033B2 (ja) * | 2005-09-15 | 2012-10-31 | 大平洋金属株式会社 | ニッケルまたはコバルトの回収方法 |
WO2007035978A1 (en) * | 2005-09-30 | 2007-04-05 | Bhp Billiton Innovation Pty Ltd | Process for leaching lateritic ore at atmospheric pressure |
BRPI0505544B1 (pt) * | 2005-11-10 | 2014-02-04 | Processo de lixiviação combinada | |
AU2007100742B4 (en) * | 2006-01-10 | 2008-04-03 | Murrin Murrin Operations Pty Ltd | Method for the Precipitation of Nickel |
BRPI0706851A2 (pt) * | 2006-01-10 | 2011-04-12 | Murrin Murrin Operations Pty Ltd | método para recuperação de nìquel e cobalto de soluções de lixìvia na presença de ferro e/ou cromo |
WO2007092994A1 (en) * | 2006-02-15 | 2007-08-23 | Andreazza Consulting Pty Ltd | Processing of laterite ore |
AU2007288123B2 (en) * | 2006-08-23 | 2011-06-02 | Murrin Murrin Operations Pty Ltd | Improved hydrometallurgical method for the extraction of nickel from laterite ores |
AU2007100902A4 (en) * | 2006-08-23 | 2007-10-25 | Murrin Murrin Operations Pty Ltd | Improved Hydrometallurgical Method for the Extraction of Nickel from Laterite Ores |
FR2905383B1 (fr) * | 2006-09-06 | 2008-11-07 | Eramet Sa | Procede de traitement hydrometallurgique d'un minerai de nickel et de cobalt lateritique,et procede de preparation de concentres intermediaires ou de produits commerciaux de nickel et/ou de cobalt l'utilisant. |
GB0618025D0 (en) * | 2006-09-13 | 2006-10-25 | Enpar Technologies Inc | Electrochemically catalyzed extraction of metals from sulphide minerals |
WO2008034189A1 (en) * | 2006-09-21 | 2008-03-27 | Metallica Minerals Ltd | Improved process and plant for producing nickel |
WO2008141423A1 (en) | 2007-05-21 | 2008-11-27 | Exploration Orbite Vspa Inc. | Processes for extracting aluminum and iron from aluminous ores |
AU2008286193B2 (en) * | 2007-08-07 | 2011-10-27 | Bhp Billiton Ssm Development Pty Ltd | Atmospheric acid leach process for laterites |
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 |
EP2265736A1 (en) * | 2008-03-19 | 2010-12-29 | BHP Billiton SSM Technology Pty Ltd. | A process for atmospheric leaching of laterite ores using hypersaline leach solution |
CN101270417B (zh) * | 2008-04-30 | 2010-11-03 | 江西稀有稀土金属钨业集团有限公司 | 一种提取镍和/或钴的方法 |
US8470272B2 (en) * | 2008-06-02 | 2013-06-25 | Vale S.A. | Magnesium recycling and sulphur recovery in leaching of lateritic nickel ores |
EP2285993A4 (en) * | 2008-06-16 | 2014-09-10 | Bhp Billiton Ssm Dev Pty Ltd | NEUTRALIZATION BY SAPROLITE OF A LIXIVIATION PROCESS IN TAS |
CN102066589A (zh) * | 2008-06-25 | 2011-05-18 | Bhp比利通Ssm开发有限公司 | 铁沉淀 |
EP2389457B1 (en) * | 2008-08-20 | 2013-11-20 | Intex Resources Asa | An improved process of leaching lateritic ore with sulphuric acid |
AU2010280425B2 (en) * | 2009-08-03 | 2015-05-07 | Anglo Operations Limited | Process for the recovery of metals such as nickel from an iron- containing ore by leaching with acidic sulfate solution |
FI123646B (fi) * | 2010-02-25 | 2013-08-30 | Outotec Oyj | Menetelmä kiintoaine-neste-erotuksen tehostamiseksi lateriittien liuotuksen yhteydessä |
CN101994003A (zh) * | 2010-12-10 | 2011-03-30 | 中南大学 | 一种从水钴矿中选择性提取铜和钴的工艺 |
KR101172897B1 (ko) * | 2010-12-13 | 2012-08-10 | 재단법인 포항산업과학연구원 | 니켈 함유 원료로부터 니켈을 회수하는 방법 |
RU2588960C2 (ru) | 2011-03-18 | 2016-07-10 | Орбит Элюминэ Инк. | Способы извлечения редкоземельных элементов из алюминийсодержащих материалов |
EP2705169A4 (en) | 2011-05-04 | 2015-04-15 | Orbite Aluminae Inc | METHOD FOR RECOVERING RARE ELEMENTS FROM DIFFERENT OTHERS |
CN103842296B (zh) | 2011-06-03 | 2016-08-24 | 奥贝特科技有限公司 | 用于制备赤铁矿的方法 |
CA2848751C (en) | 2011-09-16 | 2020-04-21 | Orbite Aluminae Inc. | Processes for preparing alumina and various other products |
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 |
EP2802675B1 (en) | 2012-01-10 | 2020-03-11 | Orbite Aluminae Inc. | Processes for treating red mud |
JP5704410B2 (ja) * | 2012-03-21 | 2015-04-22 | 住友金属鉱山株式会社 | 製鉄用ヘマタイトの製造方法 |
JP2015518414A (ja) | 2012-03-29 | 2015-07-02 | オーバイト アルミナ インコーポレイテッドOrbite Aluminae Inc. | フライアッシュ処理プロセス |
RU2597096C2 (ru) | 2012-07-12 | 2016-09-10 | Орбит Алюминэ Инк. | Способы получения оксида титана и различных других продуктов |
JP2015535886A (ja) | 2012-09-26 | 2015-12-17 | オーバイト アルミナ インコーポレイテッドOrbite Aluminae Inc. | 種々の材料のHCl浸出によるアルミナおよび塩化マグネシウムを調製するためのプロセス |
CA2891427C (en) | 2012-11-14 | 2016-09-20 | Orbite Aluminae Inc. | Methods for purifying aluminium ions |
JP5622061B2 (ja) * | 2013-03-26 | 2014-11-12 | 住友金属鉱山株式会社 | 製鉄用ヘマタイトの製造方法 |
FI125216B (en) | 2013-05-23 | 2015-07-15 | Outotec Finland Oy | Process for the recovery of metals |
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 |
CN103710542B (zh) * | 2014-01-13 | 2016-01-27 | 中国恩菲工程技术有限公司 | 类铁精矿及其制备方法 |
RU2573306C1 (ru) * | 2014-07-03 | 2016-01-20 | Публичное акционерное общество "Горно-металлургическая компания "Норильский никель" | Способ переработки сульфидных пирротин-пентландитовых концентратов, содержащих драгоценные металлы |
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 |
KR101675941B1 (ko) * | 2015-09-30 | 2016-11-29 | 한국지질자원연구원 | 니켈 라테라이트광의 분리선별 방법 |
RU2626257C1 (ru) * | 2016-05-13 | 2017-07-25 | Публичное акционерное общество "Горно-металлургическая компания "Норильский никель" | Способ переработки сульфидных пирротин-пентландитовых концентратов, содержащих драгоценные металлы |
RU2667192C1 (ru) * | 2017-10-04 | 2018-09-17 | Общество с ограниченной ответственностью "Научно-производственное предприятие КВАЛИТЕТ" ООО "НПП КВАЛИТЕТ" | Способ переработки сульфидных полиметаллических материалов, содержащих платиновые металлы (варианты) |
CN109234526B (zh) * | 2018-11-26 | 2020-11-03 | 中国恩菲工程技术有限公司 | 红土镍矿的处理方法 |
RU2707457C1 (ru) * | 2019-07-05 | 2019-11-26 | Открытое акционерное общество "Красноярский завод цветных металлов имени В.Н. Гулидова" | Способ переработки концентратов на основе железа, содержащих металлы платиновой группы |
CN111118285A (zh) * | 2020-01-07 | 2020-05-08 | 张响 | 一种红土镍矿硫酸常压浸出有价金属的方法 |
CN113881843B (zh) * | 2021-05-31 | 2024-03-22 | 金川集团股份有限公司 | 一种降低镍精矿中镁含量的生产系统及生产方法 |
CN115747516A (zh) * | 2022-11-21 | 2023-03-07 | 昆明理工大学 | 一种高镁硅红土镍矿回收镍、钴、镁和铁的方法 |
CN116477677A (zh) * | 2023-03-16 | 2023-07-25 | 中国恩菲工程技术有限公司 | 用镍铁合金制备高纯镍盐的方法 |
Citations (1)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
JP2003514109A (ja) * | 1999-11-03 | 2003-04-15 | ビーエイチピー ミネラルズ インターナショナル インコーポレイテッド | ライモナイト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大気浸出プロセス |
Family Cites Families (9)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
CA922903A (en) * | 1970-07-08 | 1973-03-20 | The International Nickel Company Of Canada | Acid leaching of lateritic ore |
CA1043576A (en) * | 1975-06-10 | 1978-12-05 | Inco Limited | Two stage leaching of limonitic ore and sea nodules |
CA1050278A (en) * | 1975-06-10 | 1979-03-13 | Inco Limited | Leaching limonitic ores |
ZW3481A1 (en) * | 1980-02-18 | 1981-05-20 | Nat Inst Metallurg | The leaching of sulphidic mattes containing non-ferrous metals and iron |
ZA831484B (en) * | 1982-03-24 | 1984-04-25 | Electrolyt Zinc Australasia | Treatment of solutions to facilitate the removal of ferric iron therefrom |
US4415542A (en) * | 1982-06-21 | 1983-11-15 | Compagne Francaise D'entreprises Minieres, Metallurgiques Et D'investissements | Controlling scale composition during acid pressure leaching of laterite and garnierite ore |
US4548794A (en) * | 1983-07-22 | 1985-10-22 | California Nickel Corporation | Method of recovering nickel from laterite ores |
FI98073C (fi) * | 1995-08-14 | 1997-04-10 | Outokumpu Eng Oy | Menetelmä nikkelin talteenottamiseksi hydrometallurgisesti kahdesta eri nikkelikivestä |
US6379636B2 (en) | 1999-11-03 | 2002-04-30 | Bhp Minerals International, Inc. | Method for leaching nickeliferous laterite ores |
-
2002
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2004
- 2004-10-14 ZA ZA200408324A patent/ZA200408324B/en unknown
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2010
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Patent Citations (1)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
JP2003514109A (ja) * | 1999-11-03 | 2003-04-15 | ビーエイチピー ミネラルズ インターナショナル インコーポレイテッド | ライモナイト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大気浸出プロセス |
Cited By (2)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
CN106893868A (zh) * | 2017-03-15 | 2017-06-27 | 中国石油大学(北京) | 从含锌冶金粉尘中选择性浸出锌的方法 |
CN106893868B (zh) * | 2017-03-15 | 2018-12-25 | 中国石油大学(北京) | 从含锌冶金粉尘中选择性浸出锌的方法 |
Also Published As
Publication number | Publication date |
---|---|
AU2003209829A1 (en) | 2003-11-17 |
WO2003093517A1 (en) | 2003-11-13 |
ZA200408324B (en) | 2006-07-26 |
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