JP6127902B2 - Method for leaching nickel and cobalt from mixed sulfides - Google Patents
Method for leaching nickel and cobalt from mixed sulfides Download PDFInfo
- Publication number
- JP6127902B2 JP6127902B2 JP2013219981A JP2013219981A JP6127902B2 JP 6127902 B2 JP6127902 B2 JP 6127902B2 JP 2013219981 A JP2013219981 A JP 2013219981A JP 2013219981 A JP2013219981 A JP 2013219981A JP 6127902 B2 JP6127902 B2 JP 6127902B2
- Authority
- JP
- Japan
- Prior art keywords
- leaching
- nickel
- cobalt
- mixed sulfide
- chlorine
- 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.)
- Active
Links
Classifications
-
- Y—GENERAL 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
- Y02—TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
- Y02P—CLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
- Y02P10/00—Technologies related to metal processing
- Y02P10/20—Recycling
Landscapes
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Description
本発明は、ニッケル及びコバルトの湿式製錬に関するものであり、詳しくは湿式硫化反応によって製造された混合硫化物からニッケル及びコバルトを浸出する方法に関する。 The present invention relates to a hydrometallurgical process of nickel and cobalt, and more particularly to a method for leaching nickel and cobalt from a mixed sulfide produced by a wet sulfidation reaction.
ニッケル及びコバルトの製錬方法としては、例えば特許文献1に記載されているように、ニッケルマット等のニッケル硫化物と微量のコバルト硫化物を含む原料に塩素ガスを吹き込んで塩素浸出し、浸出されたニッケル及びコバルトを電解採取することにより、電気ニッケル及び電気コバルトとして製品化する方法が実用化されている。この方法は工程がシンプルであり、電解採取で発生した塩素ガスを浸出に再利用することができるなど、経済的な生産を実現している。 As a smelting method of nickel and cobalt, for example, as described in Patent Document 1, chlorine gas is blown into a raw material containing nickel sulfide such as nickel mat and a trace amount of cobalt sulfide, and leaching and leaching are performed. A method of producing nickel and cobalt as electrolytic nickel and cobalt by electrolytically collecting nickel and cobalt has been put into practical use. This method has a simple process and realizes economical production such that chlorine gas generated by electrowinning can be reused for leaching.
上記製錬方法において原料とされるニッケルマット等のニッケル硫化物とは、例えば、ニッケル硫化鉱石を溶鉱炉で溶解して得られるニッケル硫化物や、ニッケル酸化鉱石に硫黄を添加して電気炉で溶解して得られるニッケル硫化物等、いわゆる乾式製錬法で得られたニッケル硫化物を指している。 Nickel sulfide such as nickel matte used as a raw material in the above smelting method is, for example, nickel sulfide obtained by melting nickel sulfide ore in a smelting furnace, or melting in a nickel oxide ore and melting in an electric furnace The nickel sulfide obtained by the so-called dry smelting method, such as nickel sulfide obtained in this way.
一方、近年では、埋蔵量が豊富で且つ地表近くに存在するため比較的容易に採掘することができる低ニッケル品位のニッケル酸化鉱石を原料とし、湿式製錬法によりニッケル硫化物を生産することが行なわれている。具体的には、ニッケル酸化鉱石を加圧酸浸出(High Pressure Acid Leaching、通称HPAL)し、その加圧酸浸出液から鉄をはじめとする不純物を除去した後、湿式硫化反応によって、例えば硫化水素ガスを浸出液中に吹込むことによって、ニッケル硫化物が生産されている。 On the other hand, in recent years, it is possible to produce nickel sulfide by hydrometallurgy using raw material of nickel oxide ore of low nickel grade that can be mined relatively easily because it is abundant and is near the surface. It is done. Specifically, nickel oxide ore is subjected to pressure acid leaching (high pressure acid leaching, commonly referred to as HPAL), impurities such as iron are removed from the pressure acid leaching solution, and then wet sulfide reaction is performed, for example, hydrogen sulfide gas. Nickel sulfide is produced by injecting into the leachate.
このニッケル酸化鉱石の湿式製錬工程で湿式硫化反応によって製造されたニッケル硫化物も、ニッケルマット等の乾式製錬法で得られたニッケル硫化物と同様にニッケル及びコバルトを含む硫化物である。この湿式硫化反応によって製造されたニッケル及びコバルトを含む硫化物(以下、単に混合硫化物と称する場合がある)を原料として、ニッケル及びコバルトを湿式製錬する方法としては、特許文献2に記載されているような上記特許文献1を応用した技術が存在する。 The nickel sulfide produced by the wet sulfidation reaction in this nickel oxide ore wet smelting process is also a sulfide containing nickel and cobalt, similar to the nickel sulfide obtained by a dry smelting method such as nickel matte. Patent Document 2 discloses a method of hydrometallizing nickel and cobalt using a sulfide containing nickel and cobalt produced by this wet sulfidation reaction (hereinafter sometimes referred to simply as mixed sulfide) as a raw material. There is a technology to which the above-mentioned Patent Document 1 is applied.
即ち、混合硫化物を塩化物水溶液にレパルプした後、そのスラリーに塩素ガスを吹込むことによりニッケル及びコバルトを塩化物水溶液中に塩素浸出し、酸化剤として2価の銅クロロ錯イオンを含んだ塩素浸出液に粉砕したニッケルマットを接触させて銅とニッケルの置換反応を行なうことにより、ニッケルマット中のニッケルを浸出する。その後、置換浸出液を浄液して鉄や鉛等の不純物を除去すると共に、置換浸出液中のコバルトを溶媒抽出等の方法を用いて分離する。次いで、ニッケルを電解採取して電気ニッケルを製造する。尚、コバルトについては、ニッケルとは別の処理ルートにより、更なる浄液が行われ、電解採取により電気コバルトとして製品化される。 That is, after repulping the mixed sulfide into an aqueous chloride solution, chlorine and gas were blown into the slurry to leached nickel and cobalt into the aqueous chloride solution, which contained divalent copper chloro complex ions as the oxidizing agent. Nickel in the nickel mat is leached by bringing the crushed nickel mat into contact with the chlorine leaching solution and performing a substitution reaction between copper and nickel. Thereafter, the substitution leachate is purified to remove impurities such as iron and lead, and cobalt in the substitution leachate is separated using a method such as solvent extraction. Next, nickel is electrolytically collected to produce electric nickel. In addition, about cobalt, the further refinement | purification liquid is performed by the process route different from nickel, and it is commercialized as an electric cobalt by electrowinning.
しかし、上記特許文献2に記載の方法により、湿式硫化反応によって製造された混合硫化物を原料として湿式製錬すると、ニッケルマットを原料とした場合と比較して、ニッケル及びコバルトの浸出率が大幅に低下する。そのため、浸出されなかったニッケル及びコバルトは塩素浸出残渣から硫黄回収工程を経て系外へ払い出されることになり、ニッケル及びコバルトの実収率が下がってしまうという問題があった。 However, if the mixed sulfide produced by wet sulfidation reaction is wet smelted using the method described in Patent Document 2 above, the leaching rate of nickel and cobalt is significantly higher than when nickel mat is used as the raw material. To drop. For this reason, nickel and cobalt that have not been leached out from the chlorine leaching residue through a sulfur recovery process, and the actual yield of nickel and cobalt is reduced.
更に、湿式硫化反応によって製造された混合硫化物を原料とした場合には、ニッケルマットを原料とした場合と比較して、硫黄の浸出率(以下、硫黄に限り酸化率と称する)が高いため、塩素浸出液中の硫酸根(SO4 2−イオン)濃度が上昇する。この塩素浸出液中のSO4 2−イオンは、置換浸出と浄液を経て、電解採取工程へ電解液として供給されるため、電解採取工程での電解槽電圧上昇による電力コストの増加や、陽極からの酸素ガスの発生による塩素回収率低下等の問題を引き起こしていた。そのため、工業的には硫黄酸化率を2〜3%以下に抑えることが望まれている。 Furthermore, when a mixed sulfide produced by a wet sulfidation reaction is used as a raw material, a sulfur leaching rate (hereinafter referred to as an oxidation rate only for sulfur) is higher than when a nickel mat is used as a raw material. The concentration of sulfate radicals (SO 4 2- ions) in the chlorine leachate increases. Since SO 4 2− ions in this chlorine leachate are supplied to the electrowinning process as an electrolytic solution via the substitution leach and clean solution, an increase in power costs due to an increase in the electrolytic cell voltage in the electrowinning process, and from the anode This caused problems such as a decrease in the chlorine recovery rate due to the generation of oxygen gas. Therefore, it is desired industrially to suppress the sulfur oxidation rate to 2 to 3% or less.
これらの問題は、主にニッケルマットと混合硫化物の析出組成の違いと、それに伴う浸出反応の機構の違いによるものであると推定されている。例えば特許文献3には、「一般的に、混合硫化物はニッケルマットと比較してニッケル品位が低く、イオウ品位が高いので、塩素浸出における挙動がニッケルマットのそれと異なる。特に、反応により生成するイオウが多くなるため、反応系の温度が高かったり、発生する反応熱が多かったりするとイオウが軟化し、融合しあって凝集体を作りやすく、これにより浸出阻害が起きやすい。これに対して、ニッケルマットは、前記したように、主成分であるNi3S2相と金属ニッケル相とが緻密に析出した組織を有しているため、反応の進行と共に発生するイオウ量は相対的に少なく、イオウの反応界面への融着による浸出阻害は起きがたい。」と記載されている。 These problems are presumed to be mainly due to the difference in the precipitation composition between the nickel matte and the mixed sulfide and the accompanying difference in the mechanism of the leaching reaction. For example, Patent Document 3 states that “in general, mixed sulfides have lower nickel quality and higher sulfur quality than nickel mats, so that the behavior in chlorine leaching is different from that of nickel mats. Since sulfur increases, if the temperature of the reaction system is high or the reaction heat generated is large, sulfur softens and coalesces easily to form aggregates, which tends to cause leaching inhibition. As described above, the nickel mat has a structure in which the Ni 3 S 2 phase, which is the main component, and the metal nickel phase are densely precipitated. Therefore, the amount of sulfur generated with the progress of the reaction is relatively small. "Leaching inhibition due to the fusion of sulfur to the reaction interface is unlikely to occur."
上記特許文献3の記載からも分かるように、ニッケルマットの主成分はNi3S2とNi(金属ニッケル)であり、Ni3S2相と金属ニッケル相が緻密に、即ち小さな結晶が均質に分散析出した組織を有していることから、ニッケルマットの塩素浸出では金属ニッケルが浸出された跡は空隙となり、固体と液体又は固体とガスの間の反応である浸出反応が粒子内部に進行し易くなるため、Ni3S2の浸出反応が促進されると考えられている。 As can be seen from the description in Patent Document 3, the main components of the nickel mat are Ni 3 S 2 and Ni (metallic nickel), and the Ni 3 S 2 phase and the metallic nickel phase are dense, that is, small crystals are homogeneous. Since it has a dispersed and precipitated structure, in the nickel leaching of chlorine, traces of metallic nickel leaching become voids, and the leaching reaction, which is a reaction between solid and liquid or solid and gas, proceeds inside the particles. Since it becomes easy, it is thought that the leaching reaction of Ni 3 S 2 is promoted.
一方で、湿式硫化反応によって製造された混合硫化物は、ニッケル及びコバルトを含む硫酸酸性溶液中で硫化水素ガスと反応させて沈澱物として回収されているため、主成分はNiSであり、約8%のCoSを含んでいる。また、一部微量のNi3S4と単体硫黄も含有している。従って、混合硫化物の塩素浸出では、金属ニッケル相が存在しないため、硫化ニッケル相のニッケルが浸出されても単体硫黄が残り、その単体硫黄が融着を起こすことで浸出跡の空隙を塞いでしまうため、浸出反応が粒子内部に進行し難くなると考えられる。 On the other hand, the mixed sulfide produced by the wet sulfidation reaction is recovered as a precipitate by reacting with hydrogen sulfide gas in a sulfuric acid acidic solution containing nickel and cobalt. % CoS. In addition, a small amount of Ni 3 S 4 and elemental sulfur are also contained. Therefore, in the case of chlorine leaching of mixed sulfides, there is no metallic nickel phase. Therefore, it is considered that the leaching reaction is difficult to proceed inside the particles.
上記した混合硫化物の塩素浸出における問題点に対し、上記特許文献3には、混合硫化物を予め粉砕する等の手段を用いて細粒化し、浸出反応に関与する粒子の表面積を増加させることによって、ニッケル及びコバルトの浸出率の向上を図る方法が提案されている。また、同じく特許文献3には、予め混合硫化物を所定量の銅を含む塩化物水溶液にレパルプした後、塩素浸出することによって、生成される余剰な単体硫黄を硫化銅として固定し、硫黄の融着に起因するニッケル及びコバルトの浸出率の低下を防止すると同時に硫黄酸化率の上昇を防止する方法も提案されている。 In response to the above-described problems in chlorine leaching of mixed sulfides, Patent Document 3 discloses that the mixed sulfides are finely pulverized using means such as pre-pulverization to increase the surface area of particles involved in the leaching reaction. Has proposed a method for improving the leaching rate of nickel and cobalt. Similarly, in Patent Document 3, after the mixed sulfide is repulped into a chloride aqueous solution containing a predetermined amount of copper and then leached with chlorine, the generated excess elemental sulfur is fixed as copper sulfide, A method for preventing a decrease in the leaching rate of nickel and cobalt due to fusion and at the same time preventing an increase in the sulfur oxidation rate has been proposed.
しかしながら、上記特許文献3に記載の方法によれば、ニッケルの浸出率は95%以上に改善されるが、コバルトの浸出率は90%以下に留まることが記載されている。即ち、当業者に周知されているように、CoSはNiSよりも熱力学的に安定度が高く、コバルトと硫黄が分離され難いことから、コバルトの浸出率に関してはニッケルの浸出率よりも低いという課題が依然として残っている。 However, according to the method described in Patent Document 3, the leaching rate of nickel is improved to 95% or more, but the leaching rate of cobalt remains at 90% or less. That is, as is well known to those skilled in the art, CoS is thermodynamically more stable than NiS and it is difficult to separate cobalt and sulfur, so that the leaching rate of cobalt is lower than that of nickel. Challenges still remain.
また、コバルトの浸出率を上昇させるための手段として、例えば、塩素ガスの吹込み量を増加させる方法も考えられるが、塩素ガスの酸化力が強いために硫黄酸化率を上昇させてしまうという別の問題が発生する。更には、十分に塩素浸出されなかった浸出残渣を粉砕した後、再び浸出する方法も考えられるが、この場合は設備、工程、エネルギー等が増加することになるため、コストアップにつながるという問題があった。 Further, as a means for increasing the cobalt leaching rate, for example, a method of increasing the amount of chlorine gas blown in is conceivable. However, since the oxidizing power of chlorine gas is strong, the sulfur oxidation rate is increased. Problems occur. Furthermore, there may be a method in which the leaching residue that has not been sufficiently leached with chlorine is pulverized and then leached again. However, in this case, equipment, processes, energy, etc. will increase, leading to an increase in cost. there were.
本発明は、ニッケル酸化鉱石の湿式製錬工程で湿式硫化反応によって製造されたニッケル及びコバルトを含む混合硫化物を塩素浸出する際に、混合硫化物を予め粉砕する等の手段を用いて細粒化せず、また塩素浸出の残渣を粉砕して再浸出する方法を採ることなく、混合硫化物からニッケルとコバルトを共に高い浸出率で浸出することができ、しかも硫黄酸化率を低く抑えることが可能な、効率的且つ経済的な浸出方法を提供することを目的とする。 In the present invention, when leaching a mixed sulfide containing nickel and cobalt produced by a wet sulfidation reaction in a wet smelting process of nickel oxide ore with chlorine, the mixed sulfide is pulverized in advance. It is possible to leach nickel and cobalt from mixed sulfides at a high leaching rate without using a method of pulverizing and re-leaching the chlorine leaching residue, and to keep the sulfur oxidation rate low. The aim is to provide a possible, efficient and economical leaching method.
上記目的を達成するため、本発明者は、特にコバルトの浸出率に着目して、混合硫化物の析出組成とそれに伴う浸出反応の機構の違いを検討した結果、塩素浸出を行なう前に、混合硫化物を塩素浸出に比べて比較的弱い酸化条件下で浸出することによって、ニッケルの浸出率が改善されると同時にコバルトの浸出率が増加することを見出し、本発明を完成するに至ったものである。 In order to achieve the above object, the present inventor examined the difference in the precipitation composition of the mixed sulfide and the mechanism of the leaching reaction accompanying the precipitation, particularly focusing on the leaching rate of cobalt. It was found that by leaching sulfides under relatively weak oxidation conditions compared to chlorine leaching, the leaching rate of nickel was improved and at the same time the leaching rate of cobalt was increased, and the present invention was completed. It is.
即ち、本発明による混合硫化物からのニッケル及びコバルトの浸出方法は、ニッケル酸化鉱石の湿式製錬工程で湿式硫化反応によって製造されたニッケル及びコバルトを含む混合硫化物からニッケル及びコバルトを浸出する方法であって、該混合硫化物を酸化還元電位が0mV以上400mV以下(Ag/AgCl電極基準)の塩化物水溶液により、70℃以上100℃以下の温度で浸出する第1の浸出工程と、第1の浸出工程で得られたスラリーを固液分離した残渣を塩化物水溶液でスラリーとした後、このスラリーに塩素ガスを吹込んで浸出する第2の浸出工程とを有し、前記第1の浸出工程において、酸化剤として塩化第二銅の塩化物水溶液を用いることを特徴とする。 That is, the method for leaching nickel and cobalt from a mixed sulfide according to the present invention is a method for leaching nickel and cobalt from a mixed sulfide containing nickel and cobalt produced by a wet sulfidation reaction in a wet smelting process of nickel oxide ore. A first leaching step of leaching the mixed sulfide with a chloride aqueous solution having an oxidation-reduction potential of 0 mV to 400 mV (Ag / AgCl electrode standard) at a temperature of 70 ° C. to 100 ° C .; A second leaching step in which the residue obtained by solid-liquid separation of the slurry obtained in the leaching step is made into a slurry with an aqueous chloride solution and then leached by blowing chlorine gas into the slurry, and the first leaching step In the method, an aqueous chloride solution of cupric chloride is used as the oxidizing agent .
本発明によれば、混合硫化物を予め粉砕する等の手段を用いて細粒化する必要がなく、また塩素浸出の浸出残渣を粉砕して再浸出する方法を採ることなく、ニッケル酸化鉱石の湿式製錬工程で湿式硫化反応によって製造された混合硫化物からニッケル及びコバルトを高い浸出率で浸出することができ、同時に硫黄酸化率を低く抑えることができる。 According to the present invention, there is no need to pulverize the mixed sulfide in advance using means such as pulverization, and the leaching residue of the leaching of chlorine is pulverized and re-leached without taking a method. Nickel and cobalt can be leached with a high leaching rate from the mixed sulfide produced by the wet sulfidation reaction in the hydrometallurgical process, and at the same time, the sulfur oxidation rate can be kept low.
従って、本発明によるニッケル及びコバルトの浸出方法は、ニッケル酸化鉱石の湿式製錬工程において、湿式硫化反応によって製造された混合硫化物を原料としてニッケル及びコバルトを湿式製錬する場合に、効率的且つ経済的にニッケル及びコバルトを浸出することが可能となるため、工業的に極めて有用である。 Therefore, the leaching method of nickel and cobalt according to the present invention is effective when the nickel sulfide ore is smelted in the wet smelting process of nickel oxide ore using the mixed sulfide produced by the wet sulfidation reaction as a raw material. Since nickel and cobalt can be leached economically, it is extremely useful industrially.
本発明による混合硫化物からのニッケル及びコバルトの浸出方法は、湿式硫化反応によって製造されたニッケル及びコバルトを含む混合硫化物を原料とし、この混合硫化物を酸化還元電位が0mV〜400mV以下(Ag/AgCl電極基準)の塩化物水溶液により70℃〜100℃以下の温度で浸出(いわゆる酸化浸出)する第1の浸出工程と、第1の浸出工程で得られたスラリーを固液分離し、その残渣を塩化物水溶液でスラリーとした後、このスラリーに塩素ガスを吹込んで浸出(いわゆる塩素浸出)する第2の浸出工程とを有している。 The method for leaching nickel and cobalt from a mixed sulfide according to the present invention uses a mixed sulfide containing nickel and cobalt produced by a wet sulfidation reaction as a raw material, and this mixed sulfide has an oxidation-reduction potential of 0 mV to 400 mV or less (Ag First leaching step (so-called oxidation leaching) at a temperature of 70 ° C. to 100 ° C. or less with an aqueous chloride solution based on (AgCl electrode standard), and the slurry obtained in the first leaching step is separated into solid and liquid, After the residue is made into a slurry with an aqueous chloride solution, a second leaching step of leaching (so-called chlorine leaching) by blowing chlorine gas into the slurry is included.
原料とするニッケル及びコバルトを含む混合硫化物は、低ニッケル品位のニッケル酸化鉱石を加圧酸浸出(HPAL)し、その加圧酸浸出液から鉄をはじめとする不純物を除去した後、湿式硫化反応によって製造されたものである。このニッケル及びコバルトを含む混合硫化物は、NiSを主成分とし、約8%のCoSを含むと共に、微量のNi3S4及び単体硫黄も含有している。 The mixed sulfide containing nickel and cobalt as raw materials is subjected to pressure acid leaching (HPAL) of nickel oxide ore of low nickel grade, and after removing impurities such as iron from the pressure acid leaching solution, wet sulfidation reaction It is manufactured by. This mixed sulfide containing nickel and cobalt contains NiS as a main component, contains about 8% CoS, and also contains a small amount of Ni 3 S 4 and elemental sulfur.
また、第1の浸出工程第及び2の浸出工程で用いる塩化物水溶液とは、アニオンとして塩化物イオンを含む水溶液の総称であるが、本発明では特に主成分が塩化ニッケルであって微量の不純物を含んだ水溶液が好ましい。具体的には、上記特許文献1及び2に記載されたようなニッケル及びコバルトの製錬方法において、ニッケル電解工程から産出される電解廃液を用いることができる。 The aqueous chloride solution used in the first and second leaching steps is a general term for aqueous solutions containing chloride ions as anions. In the present invention, the main component is nickel chloride and a small amount of impurities. An aqueous solution containing is preferred. Specifically, in the nickel and cobalt smelting method as described in Patent Documents 1 and 2, the electrolytic waste liquid produced from the nickel electrolysis step can be used.
次に、本発明による混合硫化物からのニッケル及びコバルトの浸出方法について、浸出工程ごとに詳しく説明する。 Next, the leaching method of nickel and cobalt from the mixed sulfide according to the present invention will be described in detail for each leaching step.
[第1の浸出工程]
まず、第1の浸出工程では、原料である混合硫化物を、酸化還元電位が0mV以上400mV以下(Ag/AgCl電極基準)の塩化物水溶液で酸化浸出する。この第1の浸出工程での酸化浸出は、第2の浸出工程である塩素浸出の前処理として行なうものであり、混合硫化物の塩素浸出に比べて比較的弱い酸化条件下、即ち0〜400mVの酸化還元電位にて浸出することを特徴としている。
[First leaching process]
First, in the first leaching step, the mixed sulfide as a raw material is oxidatively leached with an aqueous chloride solution having an oxidation-reduction potential of 0 mV to 400 mV (Ag / AgCl electrode standard). The oxidative leaching in the first leaching step is performed as a pretreatment for the chlorine leaching in the second leaching step, and is under relatively weak oxidation conditions as compared with chlorine leaching of the mixed sulfide, that is, 0 to 400 mV. It is characterized by leaching at the oxidation-reduction potential.
即ち、上記したように酸化還元電位が0mV以上400mV以下の比較的弱い酸化条件下で混合硫化物を酸化浸出することによって、下記化学式1に示すように、NiSを主成分とする混合硫化物からNiの一部が塩化物水溶液中に浸出されると同時に、混合硫化物中のNiSはNi3S4の形態に変化して残渣中に残る。 That is, as described above, by oxidizing and leaching the mixed sulfide under relatively weak oxidation conditions where the oxidation-reduction potential is 0 mV or more and 400 mV or less, as shown in the following chemical formula 1, the mixed sulfide containing NiS as a main component can be obtained. At the same time that a part of Ni is leached into the aqueous chloride solution, NiS in the mixed sulfide changes into the form of Ni 3 S 4 and remains in the residue.
[化1]
4NiS+2CuCl4 2−→Ni2++Ni3S4+2Cl−+2CuCl3 2−
[Chemical 1]
4NiS + 2CuCl 4 2− → Ni 2+ + Ni 3 S 4 + 2Cl − + 2CuCl 3 2−
また、第1の浸出工程での酸化浸出によって、混合硫化物の主成分であるNiSがNi3S4に形態変化することで、混合硫化物に空隙が形成されることが分かった。しかも、上記第1の浸出工程での酸化浸出では、実質的に単体硫黄が生成されることはない。 In addition, it was found that NiS, which is the main component of the mixed sulfide, changes in form to Ni 3 S 4 due to the oxidative leaching in the first leaching step, thereby forming voids in the mixed sulfide. In addition, elemental sulfur is not substantially generated in the oxidative leaching in the first leaching step.
上記特許文献3に関連して上述したように、混合硫化物に空隙が形成されると粒子内部にまで反応が進行し易くなるためニッケル及びコバルトの浸出反応が促進される。一方、浸出時に生成されて混合硫化物中に残留した単体硫黄は融着を起こし、ニッケル及びコバルトの浸出を阻害すると考えられる。従って、本発明において塩素浸出の前に酸化浸出することにより、硫黄を生成させない条件で主成分のNiSをNi3S4に形態変化させることは、高い浸出率でニッケル及びコバルトを効率的に浸出するうえで極めて重要である。 As described above with reference to Patent Document 3, when voids are formed in the mixed sulfide, the reaction easily proceeds to the inside of the particles, so that the leaching reaction of nickel and cobalt is promoted. On the other hand, the elemental sulfur generated in the leaching and remaining in the mixed sulfide is considered to cause fusion and inhibit the leaching of nickel and cobalt. Therefore, in the present invention, by oxidatively leaching before chlorine leaching, the main component NiS can be transformed into Ni 3 S 4 under the condition that sulfur is not generated, and nickel and cobalt are efficiently leached at a high leaching rate. It is extremely important in doing so.
第1の浸出工程において、塩化物水溶液で酸化浸出する際の酸化還元電位を0mV以上400mV以下とする理由は、酸化還元電位が0mV未満であると、混合硫化物中のニッケルを塩素浸出液中に酸化浸出する反応自体が進行しないからである。また、酸化還元電位が400mVを超えると、ニッケルの浸出反応が促進され、単体硫黄が生成する可能性があるため好ましくない。 In the first leaching step, the reason why the oxidation-reduction potential at the time of oxidative leaching with an aqueous chloride solution is 0 mV or more and 400 mV or less is that if the oxidation-reduction potential is less than 0 mV, nickel in the mixed sulfide is contained in the chlorine leaching solution. This is because the oxidative leaching reaction itself does not proceed. On the other hand, if the oxidation-reduction potential exceeds 400 mV, nickel leaching reaction is promoted and elemental sulfur may be generated, which is not preferable.
第1の浸出工程に用いる塩化物水溶液の酸化還元電位を0mV以上400mV以下に保持するためには、混合硫化物中のニッケルを浸出できる酸化力を有する酸化剤、即ち酸化還元電位を0mV以上に保持できる酸化剤を用いることが好ましい。このような酸化剤としては、混合硫化物中のニッケルに対する酸化浸出作用を有する酸化剤があればよく、例えば塩化第二鉄や塩素酸系酸化剤等であってもよい。しかし、混合硫化物中に存在する微量の単体硫黄を硫化銅として固定する作用を考えると、2価の銅クロロ錯イオン、例えば塩化第二銅の塩化物水溶液が好ましい。 In order to maintain the oxidation-reduction potential of the aqueous chloride solution used in the first leaching step at 0 mV or more and 400 mV or less, an oxidizing agent having an oxidizing power capable of leaching nickel in the mixed sulfide, that is, the oxidation-reduction potential is set to 0 mV or more. It is preferable to use an oxidizing agent that can be retained. As such an oxidizing agent, any oxidizing agent having an oxidative leaching action on nickel in the mixed sulfide may be used, and for example, ferric chloride or a chloric acid oxidizing agent may be used. However, considering the action of fixing a small amount of elemental sulfur present in the mixed sulfide as copper sulfide, a divalent copper chloro complex ion, for example, a chloride aqueous solution of cupric chloride is preferable.
尚、上記酸化剤としてオゾン、酸素、酸素富化空気、空気を用いることもできるが、好ましい方法とは言えない。これらを酸化剤として用いた場合、酸化浸出反応によってSO4 2−イオンが生成する可能性がある。前述したように、浸出液中のSO4 2−イオンは、例えば電解採取工程での電圧上昇による電力コストの増加や、陽極からの酸素ガスの発生による塩素回収率低下等の問題を引き起こすことになるからである。 Although ozone, oxygen, oxygen-enriched air, and air can be used as the oxidant, it is not a preferable method. When these are used as oxidizing agents, SO 4 2− ions may be generated by the oxidative leaching reaction. As described above, SO 4 2− ions in the leachate cause problems such as an increase in power cost due to, for example, a voltage increase in the electrowinning process and a decrease in chlorine recovery rate due to generation of oxygen gas from the anode. Because.
また、第1の浸出工程においては、酸化浸出反応時の塩化物水溶液の温度を70℃以上100℃以下とする。塩化物水溶液の温度が70℃未満になると、2価の銅クロロ錯イオンのような酸化剤の酸化力を十分に活かすことができないため、混合硫化物の主成分であるNiSがNi3S4に形態変化するのに要する時間が長くなるため好ましくない。逆に塩化物水溶液の温度が100℃を超えると、混合硫化物中に存在する微量の単体硫黄が融着して、浸出を阻害する恐れがある。 In the first leaching step, the temperature of the aqueous chloride solution during the oxidative leaching reaction is set to 70 ° C. or higher and 100 ° C. or lower. When the temperature of the aqueous chloride solution is less than 70 ° C., the oxidizing power of an oxidizing agent such as a divalent copper chloro complex ion cannot be fully utilized. Therefore, NiS that is the main component of the mixed sulfide is Ni 3 S 4. Since it takes a long time to change the shape, it is not preferable. On the contrary, when the temperature of the aqueous chloride solution exceeds 100 ° C., a trace amount of elemental sulfur present in the mixed sulfide may be fused to inhibit leaching.
上記第1の浸出工程で得られたスラリーは、固液分離して固形分(残渣)と浸出液とに分ける。具体的な固液分離の手段としては、遠心分離、吸引ろ過、フィルタープレス等を使用した加圧ろ過等を用いることができる。分離された残渣は塩化物水溶液でスラリーとした後、第2の浸出工程に供給される。一方、固形分が分離された浸出後液(塩化物水溶液)は、浸出されたニッケルやコバルトの回収工程に供給される。 The slurry obtained in the first leaching step is separated into a solid (residue) and a leachate by solid-liquid separation. As specific solid-liquid separation means, centrifugal filtration, suction filtration, pressure filtration using a filter press or the like can be used. The separated residue is made into a slurry with an aqueous chloride solution and then supplied to the second leaching step. On the other hand, the post-leaching solution (chloride aqueous solution) from which the solid content has been separated is supplied to the step of recovering the leached nickel and cobalt.
上記固液分離した残渣のスラリーは、次の第2の浸出工程に供給する前に、pHが0.4以上0.6以下になるように塩酸を添加することが好ましい。残渣を構成する混合硫化物は粒子径が10μmオーダーの微粉状であるため、空気酸化によって粒子表面に酸化物が形成されやすい。この粒子表面の酸化物はニッケル及びコバルトの浸出を阻害するため、予め塩酸を添加して表面の酸化物を溶解することにより、第2の浸出工程での塩素浸出を促進させることができる。 It is preferable to add hydrochloric acid so that the slurry of the solid-liquid separated residue is supplied at a pH of 0.4 or more and 0.6 or less before being supplied to the next second leaching step. Since the mixed sulfide constituting the residue is in the form of a fine powder having a particle size of the order of 10 μm, an oxide is easily formed on the particle surface by air oxidation. Since the oxide on the surface of the particles inhibits the leaching of nickel and cobalt, the leaching of chlorine in the second leaching step can be promoted by previously adding hydrochloric acid to dissolve the oxide on the surface.
[第2の浸出工程]
第2の浸出工程では、上記第1の浸出工程から供給されたスラリー、即ち第1の浸出工程で得られたスラリーを固形分離した残渣と塩化物水溶液とのスラリーに、塩素ガスを吹込むことにより塩素浸出する。
[Second leaching process]
In the second leaching step, chlorine gas is blown into the slurry supplied from the first leaching step, that is, the slurry of the residue obtained by solid separation of the slurry obtained in the first leaching step and the aqueous chloride solution. Leaches chlorine.
この第2の浸出工程での塩素浸出は、ニッケル等の目的金属を塩化物水溶液に溶解するものであり、下記化学式2及び化学式3に示すような間接的に銅クロロ錯イオン等を酸化して、その銅クロロ錯イオン等がニッケル等の目的金属をイオン化する反応と、下記化学式4に示すような塩素ガスの酸化力によってニッケル等の目的金属をイオン化する反応とがある。第1の浸出工程での酸化浸出によって混合硫化物の主成分であるNiSが形態変化したNi3S4については、化学式5及び化学式6に従って浸出される。 Chlorine leaching in the second leaching step is to dissolve a target metal such as nickel in an aqueous chloride solution, and indirectly oxidizes copper chloro complex ions and the like as shown in the following chemical formulas 2 and 3. The copper chloro complex ion or the like ionizes the target metal such as nickel, and the reaction of ionizing the target metal such as nickel by the oxidizing power of chlorine gas as shown in the following chemical formula 4. Ni 3 S 4 in which the shape of NiS, which is the main component of the mixed sulfide, is changed by oxidative leaching in the first leaching step is leached according to Chemical Formula 5 and Chemical Formula 6.
[化2]
2CuCl3 2−+Cl2→2CuCl4 2−
[化3]
NiS+2CuCl4 2−→Ni2++S0+2Cl−+2CuCl3 2−
[化4]
NiS+Cl2→Ni2++S0+2Cl−
[Chemical formula 2]
2CuCl 3 2− + Cl 2 → 2CuCl 4 2−
[Chemical formula 3]
NiS + 2CuCl 4 2− → Ni 2+ + S 0 + 2Cl − + 2CuCl 3 2−
[Chemical formula 4]
NiS + Cl 2 → Ni 2+ + S 0 + 2Cl −
[化5]
Ni3S4+6CuCl4 2−→3Ni2++4S0+6Cl−+6CuCl3 2−
[化6]
Ni3S4+3Cl2→3Ni2++4S0+6Cl−
[Chemical formula 5]
Ni 3 S 4 + 6CuCl 4 2− → 3Ni 2+ + 4S 0 + 6Cl − + 6CuCl 3 2−
[Chemical 6]
Ni 3 S 4 + 3Cl 2 → 3Ni 2+ + 4S 0 + 6Cl −
本発明による第2の浸出工程での塩素浸出においては、従来から一般的に行われている塩素浸出条件を採用することができる。例えば、第2の浸出工程での塩素浸出反応では、塩化物水溶液の酸化還元電位を480〜550mV、及び温度を105〜115℃とすることが好ましい。 In chlorine leaching in the second leaching step according to the present invention, chlorine leaching conditions that have been generally performed can be employed. For example, in the chlorine leaching reaction in the second leaching step, it is preferable that the redox potential of the aqueous chloride solution is 480 to 550 mV and the temperature is 105 to 115 ° C.
一般に、CoSはNiSよりも熱力学的に安定度が高くコバルトと硫黄が分離され難いことから、コバルトの浸出率に関してはニッケルの浸出率よりも低くなる。しかし、本発明によれば、上記第1の浸出工程において混合硫化物の主成分であるNiSがNi3S4に形態変化して空隙が形成され、且つ融着して浸出を阻害する単体硫黄の生成が抑制されるので、ニッケル及びコバルトの浸出反応が促進される。その結果、ニッケル浸出率の向上のみならず、ニッケルと比較して溶解性の劣るコバルトの浸出率を向上させることができる。 In general, CoS is thermodynamically more stable than NiS and cobalt and sulfur are difficult to separate, so the leaching rate of cobalt is lower than the leaching rate of nickel. However, according to the present invention, in the first leaching step, NiS, which is the main component of the mixed sulfide, changes its shape to Ni 3 S 4 so that voids are formed, and it is fused and inhibits leaching. As a result, the leaching reaction of nickel and cobalt is promoted. As a result, not only the nickel leaching rate can be improved, but also the leaching rate of cobalt, which has poor solubility compared to nickel, can be improved.
[実施例1]
原料として、ニッケル酸化鉱石の湿式製錬工程で湿式硫化反応によって製造され、下記表1に示す組成を有する混合硫化物を使用した。
[Example 1]
As a raw material, a mixed sulfide produced by a wet sulfidation reaction in a nickel oxide ore wet smelting process and having a composition shown in Table 1 below was used.
まず、上記表1の組成を有する混合硫化物を350g/lのスラリー濃度になるように、酸化剤として2価の銅クロロ錯イオンを銅イオン濃度として40g/l含有する塩化物水溶液に投入し、全有効容量480m3の耐酸レンガライニングが施された反応槽を用いて、酸化還元電位300mV及び温度90℃にて8時間の酸化浸出を実施した(第1の浸出工程)。酸化浸出後のスラリーを固液分離し、残渣として得られた酸化浸出後の混合硫化物の組成をIPC発光分光分析法により測定した。 First, a mixed sulfide having the composition shown in Table 1 is charged into an aqueous chloride solution containing 40 g / l of a divalent copper chloro complex ion as an oxidizing agent so as to have a slurry concentration of 350 g / l. Then, oxidation leaching was carried out for 8 hours at an oxidation-reduction potential of 300 mV and a temperature of 90 ° C. using a reaction vessel with an acid-resistant brick lining having a total effective capacity of 480 m 3 (first leaching step). The slurry after oxidative leaching was subjected to solid-liquid separation, and the composition of the mixed sulfide obtained after oxidative leaching as a residue was measured by IPC emission spectroscopy.
また、上記表1の組成を有する混合硫化物を原料とし、浸出反応時の酸化還元電位を試料毎に0〜400mVの範囲内で変更した以外は上記と同様にして、合計4個の試料について酸化浸出を行った。それぞれの試料について、酸化浸出後のスラリーを固液分離し、残渣として得られた酸化浸出後の混合硫化物の組成を上記と同様に測定した。 In addition, a mixed sulfide having the composition shown in Table 1 was used as a raw material, and the oxidation-reduction potential during the leaching reaction was changed within the range of 0 to 400 mV for each sample. Oxidative leaching was performed. For each sample, the slurry after oxidative leaching was subjected to solid-liquid separation, and the composition of the mixed sulfide obtained as a residue after oxidative leaching was measured in the same manner as described above.
上記酸化浸出後の混合硫化物の組成を測定した結果を下記表2に示した。尚、下記表2における組成及びモル比の数値は上記表1の組成を有する混合硫化物を原料として酸化浸出した合計4個の試料の最小値と最大値の範囲を示したものであり、組成はドライ重量パーセント及びモル比はSを1モルとした時のモル比(無次元数)を表す。 The results of measuring the composition of the mixed sulfide after the oxidative leaching are shown in Table 2 below. The numerical values of the composition and molar ratio in Table 2 below show the range of the minimum value and the maximum value of a total of four samples obtained by oxidative leaching using the mixed sulfide having the composition of Table 1 as a raw material. The dry weight percent and the molar ratio represent the molar ratio (dimensionless number) when S is 1 mole.
上記表1に示す混合硫化物のニッケルのモル比とコバルトのモル比の和が1.0であることから、原料とした混合硫化物に含有されているニッケルとコバルトはNiSとCoSの形態であると推定できる。また、上記表2に示したニッケルのモル比から、酸化浸出によって混合硫化物中のニッケルの12〜15%が浸出されていると推定できる。 Since the sum of the molar ratio of nickel and cobalt in the mixed sulfide shown in Table 1 is 1.0, nickel and cobalt contained in the mixed sulfide used as a raw material are in the form of NiS and CoS. It can be estimated that there is. Moreover, it can be estimated from the molar ratio of nickel shown in Table 2 that 12 to 15% of nickel in the mixed sulfide is leached by oxidative leaching.
次に、上記固液分離により残渣として得られた酸化浸出後の各試料の混合硫化物を、それぞれ塩化物水溶液でレパルプしてスラリーとした。その際、次の塩素浸出反応で得られる塩素浸出液の銅イオン濃度が40g/lとなるように、酸化浸出後の混合硫化物のスラリー濃度を調整した。 Next, the mixed sulfide of each sample after oxidative leaching obtained as a residue by solid-liquid separation was repulped with an aqueous chloride solution to obtain a slurry. At that time, the slurry concentration of the mixed sulfide after the oxidative leaching was adjusted so that the copper ion concentration of the chlorine leaching solution obtained by the next chlorine leaching reaction was 40 g / l.
得られた各スラリーを、全有効容量350m3の耐酸レンガライニングが施された反応槽を用いて、酸化還元電位550mV(Ag/AgCl電極基準)、温度111℃及び滞留時間12.5時間の条件で塩素浸出した(第2の浸出工程)。 Each of the obtained slurries was subjected to conditions of an oxidation-reduction potential of 550 mV (based on Ag / AgCl electrode), a temperature of 111 ° C., and a residence time of 12.5 hours, using a reaction vessel having an acid-resistant brick lining with a total effective capacity of 350 m 3. Leached chlorine (second leaching step).
上記の塩素浸出が終了した後、得られた各試料のスラリーを固液分離し、ニッケル浸出率とコバルト浸出率、及び硫黄酸化率を、合計4個の試料の平均値として求めた。得られた結果を下記表3に示した。 After the chlorine leaching was completed, the obtained slurry of each sample was subjected to solid-liquid separation, and the nickel leaching rate, the cobalt leaching rate, and the sulfur oxidation rate were determined as average values of a total of 4 samples. The obtained results are shown in Table 3 below.
[従来例]
上記表1に示す組成を有する混合硫化物を、上記酸化浸出を行なうことなく、そのまま上記実施例1での塩素浸出と同じ方法で、即ち、塩素浸出反応で得られた塩素浸出液の銅イオン濃度が40g/lとなるように混合硫化物のスラリー濃度を調整して、酸化還元電位550mV(Ag/AgCl電極基準)、温度111℃及び滞留時間12.5時間の条件で塩素浸出した。
[Conventional example]
The mixed sulfide having the composition shown in Table 1 is subjected to the same method as the chlorine leaching in Example 1 without performing the oxidative leaching, that is, the copper ion concentration of the chlorine leaching solution obtained by the chlorine leaching reaction. The slurry concentration of the mixed sulfide was adjusted so as to be 40 g / l, and chlorine leaching was performed under the conditions of a redox potential of 550 mV (Ag / AgCl electrode standard), a temperature of 111 ° C., and a residence time of 12.5 hours.
[比較例1]
上記表1に示す組成を有する混合硫化物を、酸化浸出条件として反応時の酸化還元電位を−50mVとした以外は上記実施例1と同様にして酸化浸出した。得られた酸化浸出残渣を、上記実施例1と同様にして塩素浸出した。
[Comparative Example 1]
The mixed sulfide having the composition shown in Table 1 was subjected to oxidation leaching in the same manner as in Example 1 except that the oxidation / reduction potential at the time of reaction was set to -50 mV as the oxidation leaching condition. The resulting oxidative leaching residue was leached with chlorine in the same manner as in Example 1 above.
[比較例2]
上記表1に示す組成を有する混合硫化物を、酸化浸出条件として反応時の酸化還元電位を450mVとした以外は上記実施例1と同様にして酸化浸出した。得られた酸化浸出残渣を、上記実施例1と同様にして塩素浸出した。
[Comparative Example 2]
The mixed sulfide having the composition shown in Table 1 was subjected to oxidation leaching in the same manner as in Example 1 except that the oxidation / reduction potential at the time of reaction was set to 450 mV as the oxidation leaching condition. The resulting oxidative leaching residue was leached with chlorine in the same manner as in Example 1 above.
[比較例3]
上記表1に示す組成を有する混合硫化物を、酸化浸出条件として反応時の温度を60℃とした以外は上記実施例1と同様にして酸化浸出した。得られた酸化浸出残渣を、上記実施例1と同様にして塩素浸出した。
[Comparative Example 3]
The mixed sulfide having the composition shown in Table 1 was oxidatively leached in the same manner as in Example 1 except that the temperature during the reaction was 60 ° C. as the oxidative leaching condition. The resulting oxidative leaching residue was leached with chlorine in the same manner as in Example 1 above.
[比較例4]
上記表1に示す組成を有する混合硫化物を、酸化浸出条件として反応時の温度を110℃とした以外は上記実施例1と同様にして酸化浸出した。得られた酸化浸出残渣を、上記実施例1と同様にして塩素浸出した。
[Comparative Example 4]
The mixed sulfide having the composition shown in Table 1 was oxidatively leached in the same manner as in Example 1 except that the temperature during the reaction was 110 ° C. as the oxidative leaching condition. The resulting oxidative leaching residue was leached with chlorine in the same manner as in Example 1 above.
上記した従来例及び比較例1〜4についても、塩素浸出が終了した後、得られたスラリーを固液分離し、ニッケル浸出率とコバルト浸出率、及び硫黄酸化率を求め、得られた結果をそれぞれ下記表3に示した。 Also for the above-described conventional examples and Comparative Examples 1 to 4, after the chlorine leaching was completed, the obtained slurry was subjected to solid-liquid separation, the nickel leaching rate and the cobalt leaching rate, and the sulfur oxidation rate were obtained, and the obtained results were obtained. These are shown in Table 3 below.
上記表3に示した通り、本発明の実施例によれば、優れたニッケル浸出率と共に、従来例と比較して特に高いコバルト浸出率が得られ、硫黄の酸化率も低く抑えられることが分かる。一方、比較例1と3はコバルト浸出率が低く、比較例2と4では硫黄酸化率が高くなった。 As shown in Table 3 above, according to the examples of the present invention, it can be seen that, together with the excellent nickel leaching rate, a particularly high cobalt leaching rate is obtained as compared with the conventional example, and the oxidation rate of sulfur is also kept low. . On the other hand, Comparative Examples 1 and 3 had low cobalt leaching rates, and Comparative Examples 2 and 4 had high sulfur oxidation rates.
Claims (2)
Priority Applications (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
JP2013219981A JP6127902B2 (en) | 2013-10-23 | 2013-10-23 | Method for leaching nickel and cobalt from mixed sulfides |
Applications Claiming Priority (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
JP2013219981A JP6127902B2 (en) | 2013-10-23 | 2013-10-23 | Method for leaching nickel and cobalt from mixed sulfides |
Publications (2)
Publication Number | Publication Date |
---|---|
JP2015081371A JP2015081371A (en) | 2015-04-27 |
JP6127902B2 true JP6127902B2 (en) | 2017-05-17 |
Family
ID=53012150
Family Applications (1)
Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
---|---|---|---|
JP2013219981A Active JP6127902B2 (en) | 2013-10-23 | 2013-10-23 | Method for leaching nickel and cobalt from mixed sulfides |
Country Status (1)
Country | Link |
---|---|
JP (1) | JP6127902B2 (en) |
Families Citing this family (2)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
JP6418140B2 (en) * | 2015-11-27 | 2018-11-07 | 住友金属鉱山株式会社 | Nickel smelting method, chlorine leaching method |
JP7062996B2 (en) * | 2017-03-29 | 2022-05-09 | 住友金属鉱山株式会社 | A method for storing and quantifying a solution containing thionic acid, and a method for preparing a sample solution containing thionic acid and its preparation. |
Family Cites Families (4)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
JPS6338538A (en) * | 1986-07-31 | 1988-02-19 | Sumitomo Metal Mining Co Ltd | Recovering method for nickel from nickel sulfide |
JPH0791599B2 (en) * | 1989-01-25 | 1995-10-04 | 住友金属鉱山株式会社 | Valuable metal separation method |
JP4962078B2 (en) * | 2007-03-26 | 2012-06-27 | 住友金属鉱山株式会社 | Nickel sulfide chlorine leaching method |
JP5440070B2 (en) * | 2008-09-29 | 2014-03-12 | 住友金属鉱山株式会社 | Method for leaching nickel from mixed sulfides |
-
2013
- 2013-10-23 JP JP2013219981A patent/JP6127902B2/en active Active
Also Published As
Publication number | Publication date |
---|---|
JP2015081371A (en) | 2015-04-27 |
Similar Documents
Publication | Publication Date | Title |
---|---|---|
Zhang et al. | Extracting antimony from high arsenic and gold-containing stibnite ore using slurry electrolysis | |
KR102463488B1 (en) | Separation method for copper, nickel and cobalt | |
JP2009235525A (en) | Method for leaching out gold | |
JP5439997B2 (en) | Method for recovering copper from copper-containing iron | |
JP5495418B2 (en) | Method for recovering manganese | |
JP5760954B2 (en) | Method for recovering copper from sulfide minerals containing copper and iron | |
JP5370777B2 (en) | Method for recovering copper from copper sulfide | |
Ling et al. | A review of the technologies for antimony recovery from refractory ores and metallurgical residues | |
JP2019173107A (en) | Method of recovering tellurium | |
JP4962078B2 (en) | Nickel sulfide chlorine leaching method | |
JP6744981B2 (en) | How to concentrate and recover precious metals | |
JP6656709B2 (en) | Manufacturing method of zinc ingot | |
JP6127902B2 (en) | Method for leaching nickel and cobalt from mixed sulfides | |
JP2020029586A (en) | Method for separating copper, nickel and cobalt | |
JP2008115429A (en) | Method for recovering silver in hydrometallurgical copper refining process | |
JP6943141B2 (en) | Leaching method of mixed sulfide containing nickel and cobalt | |
JP6172526B2 (en) | Adjustment method of copper concentration of chlorine leachate in nickel chlorine leaching process | |
JP5673471B2 (en) | Method for removing copper ions in aqueous nickel chloride solution and method for producing electronickel | |
JP2017171972A (en) | Method for removing impurities in aqueous nickel chloride solution | |
JP6683910B2 (en) | Purification method of nickel chloride aqueous solution | |
JP5423592B2 (en) | Method for producing low chlorine nickel sulfate / cobalt solution | |
JP6362029B2 (en) | Nickel sulfide raw material processing method | |
JP5803492B2 (en) | Chlorine leaching method for metal sulfides | |
JP5181684B2 (en) | Solvent extraction method for aqueous chloride solution | |
JP6634870B2 (en) | Deironing method of nickel chloride aqueous solution |
Legal Events
Date | Code | Title | Description |
---|---|---|---|
A621 | Written request for application examination |
Free format text: JAPANESE INTERMEDIATE CODE: A621 Effective date: 20150930 |
|
A977 | Report on retrieval |
Free format text: JAPANESE INTERMEDIATE CODE: A971007 Effective date: 20160908 |
|
A131 | Notification of reasons for refusal |
Free format text: JAPANESE INTERMEDIATE CODE: A131 Effective date: 20160920 |
|
A521 | Written amendment |
Free format text: JAPANESE INTERMEDIATE CODE: A523 Effective date: 20161117 |
|
A131 | Notification of reasons for refusal |
Free format text: JAPANESE INTERMEDIATE CODE: A131 Effective date: 20161220 |
|
A521 | Written amendment |
Free format text: JAPANESE INTERMEDIATE CODE: A523 Effective date: 20170215 |
|
TRDD | Decision of grant or rejection written | ||
A01 | Written decision to grant a patent or to grant a registration (utility model) |
Free format text: JAPANESE INTERMEDIATE CODE: A01 Effective date: 20170314 |
|
A61 | First payment of annual fees (during grant procedure) |
Free format text: JAPANESE INTERMEDIATE CODE: A61 Effective date: 20170327 |
|
R150 | Certificate of patent or registration of utility model |
Ref document number: 6127902 Country of ref document: JP Free format text: JAPANESE INTERMEDIATE CODE: R150 |