NO136300B

NO136300B -

Info

Publication number: NO136300B
Application number: NO4146/73A
Authority: NO
Inventors: A Illis; L S Renzoni
Original assignee: Int Nickel Canada
Priority date: 1972-10-27
Filing date: 1973-10-26
Publication date: 1977-05-09
Also published as: JPS4976702A; CA981910A; DE2353838C3; PH13366A; FI58348B; JPS5850301B2; FR2204696B1; AU6155673A; DE2353838B2; DE2353838A1; GB1389145A; ZA738031B; NO136300C; FR2204696A1; AU473715B2; BR7308329D0

Description

Foreliggende oppfinnelse angår en fremgangsmåte The present invention relates to a method

for kdnsentrering av nikkel- og/eller koboltforbindelser, dvs. opparbeiding av nikkel- og/eller koboltholdige sulfidmineraler, for the concentration of nickel and/or cobalt compounds, i.e. the processing of nickel and/or cobalt-containing sulphide minerals,

og mere spesielt en termisk konsentrasjon av nikkel- og/eller koboltforbindelser i jernholdige sulfidmineraler. and more particularly a thermal concentration of nickel and/or cobalt compounds in iron-bearing sulphide minerals.

De mest vanlige nikkelholdige mineraler i sulfidmalmer er pentlanditt og pyrotitt. "Pentlanditt tilsvarer formelen (Ni,Fe)gSg og inneholder omkring 34% nikkel og behandles lett for gjenvinning av nikkel. -Pyrotitt er ikke riktig klassifisert som et nikkelmineral, men som et jernfattigere sulfid tilsvarende formelen Fexsx+^ der x er et helt tall større enn 1 og hvor mindre mengder nikkel tilfeldig erstatter jernet. I de fleste tilfeller vil nikkelinnholdet i pyrotitt sjelden gå ut over 2% slik at store volumer pyrotitt må behandles for å gjenvinne relativt små mengder nikkel. The most common nickel-bearing minerals in sulphide ores are pentlandite and pyrrhotite. "Pentlandite corresponds to the formula (Ni,Fe)gSg and contains about 34% nickel and is easily processed for the recovery of nickel. -Pyrrhotite is not properly classified as a nickel mineral, but as an iron-poor sulphide corresponding to the formula Fexsx+^ where x is a whole number larger than 1 and where smaller amounts of nickel randomly replace the iron In most cases, the nickel content of pyrrhotite will rarely exceed 2% so that large volumes of pyrrhotite must be processed to recover relatively small amounts of nickel.

Etter utvinning blir nikkelholdige sulfidmalmer knust og deretter opparbeidet for å redusere mengden malm som må behandles for nikkelgjenvinning. Oftest blir den knuste malm flottert for å oppnå et grovere konsentrat som inneholder mesteparten av nikkelet i malmen som pentlanditt og mesteparten av forekommende kobber som chalkopyritt og videre grovere rester som inneholder gangart og mesteparten av pyrotittene. Konsen-tratene kan hvis kobber er til stede, selektivt flotteres for å oppnå separate nikkel- og kobberkonsentrater. som individuelt kan behandles for å gjenvinne nikkel og kobber. De grovere rester behandles•ytterligere for å oppnå et renset konsentrat som etter ytterligere behandling gir et jernkonsentrat som primært er et nikkelholdig pyrotitt med et nikkelinnhold generelt under 1,5%. After extraction, nickel-bearing sulphide ores are crushed and then reworked to reduce the amount of ore that must be processed for nickel recovery. Most often, the crushed ore is floated to obtain a coarser concentrate that contains most of the nickel in the ore as pentlandite and most of the occurring copper as chalcopyrite and further coarser residues that contain gangue and most of the pyrrhotites. If copper is present, the concentrates can be selectively floated to obtain separate nickel and copper concentrates. which can be individually processed to recover nickel and copper. The coarser residues are further processed to obtain a purified concentrate which, after further processing, yields an iron concentrate which is primarily a nickel-bearing pyrrhotite with a nickel content generally below 1.5%.

Det rensede konsentrat og/eller jernkonsentratet kan kombineres med nikkelkonsentrater for ytterligere behandling for å gjenvinne nikkel. Der det er mulig er det imidlertid fore-trukket separat å behandle pyrotitt for å gjenvinne nikkel og for å fremstille jernmalm. I vanlig smeltepraksis blir jern progressivt oksydert i røstere, flammeovner og konvertere slik at oksydert jern kan fjernes ved slagging i flammeovnen og i konverteren. Alle disse trinn gir i de fleste tilfelle avgasser med lite svoveldioksyd, noe som gjør gjenvinning av svoveldioksyd fra avgassene vanskelig og utilbørlig dyr. The purified concentrate and/or iron concentrate can be combined with nickel concentrates for further processing to recover nickel. Where possible, however, it is preferred to treat pyrrhotite separately to recover nickel and to produce iron ore. In normal smelting practice, iron is progressively oxidized in roasters, flame furnaces and converters so that oxidized iron can be removed by slagging in the flame furnace and in the converter. All these steps in most cases produce exhaust gases with little sulfur dioxide, which makes recovery of sulfur dioxide from the exhaust gases difficult and unduly expensive.

I dag blir det rensede konsentrat og/eller jernkonsentratet separat behandlet for å gjenvinne nikkel, jern og svovel i brukbare former. Nikkelholdig pyrotitt blir hvirvel-sjiktrøstet for å oppnå et røsteprodukt med lavt svovelinnhold og en avgass som er tilstrekkelig anriket på svoveldioksyd for å tillate gjenvinning av svovelsyre fra denne. Fordi mengden av svovel i jernkonsentratet vanligvis er omtrent 20 ganger mengden av nikkel, dannes det store mengder svovelsyre dersom svoveldioksyd gjenvinnes. Fremstillingen av svoveldioksyd tjener riktignok til sterkt å eliminere svoveldioksydutslipp fra prosessen, men kan ikke økonomisk utvinnes da det allerede er,tilgjengelig et overskudd av syre innen rimelig avstand fra mange smelteverk. Reduksjon av svoveldioksyd til elementært svovel som kan lagres, er også en kostbar fremgangsmåte for fjerning av svoveldioksydutslipp fira prosessen. Det varme kalsinerte produkt blir selektivt redusert for å redusere mesteparten av nikkelet og kun regulerte mengder jern. Nikkel og/eller koboltforbindelser fjernes fra den selektivt reduserte malm ved utlutning med en beluftet ammoniakkålsk ammoniumkafbonatoppløsning, og de utlutede faste stoffer blir etter egnet vasking pellitisert og sintret for å oppnå jernoksydpellets med høy kvalitet. Den mettede utlutningsoppløsning behandles for nikkelgjenvinning. Today, the purified concentrate and/or the iron concentrate are separately processed to recover nickel, iron and sulfur in usable forms. Nickel-containing pyrrhotite is fluidized-bed roasted to obtain a roasting product with a low sulfur content and an off-gas that is sufficiently enriched in sulfur dioxide to allow the recovery of sulfuric acid from it. Because the amount of sulfur in the iron concentrate is usually about 20 times the amount of nickel, large amounts of sulfuric acid are formed if sulfur dioxide is recovered. The production of sulfur dioxide does indeed serve to greatly eliminate sulfur dioxide emissions from the process, but cannot be economically recovered as there is already available an excess of acid within a reasonable distance of many smelters. Reduction of sulfur dioxide to elemental sulfur that can be stored is also an expensive method for removing sulfur dioxide emissions from the process. The hot calcined product is selectively reduced to reduce most of the nickel and only controlled amounts of iron. Nickel and/or cobalt compounds are removed from the selectively reduced ore by leaching with an aerated ammoniacal ammonium carbonate solution, and the leached solids are, after suitable washing, pelletized and sintered to obtain high-quality iron oxide pellets. The saturated leach solution is treated for nickel recovery.

Slik det fremgår av det ovenfor angitte er, både når det rensede konstrat eller jernflottasjonskonsentratet kombineres med nikkelflottasjonskonsentratet eller behandles separat, tallrike trinn som medfører store kapitalinvesteringer for røst-ing, smelting og konverteringsapparaturer og store driftsomkost-ninger, inkludert brennstoff og andre reagenser, nødvendige for å behandle de store mengder pyrotitt med et høyt svovelinnhold for å gjenvinne relativt små mengder nikkel. Selvom forsøk er gjort på å overvinne de ovenfor angitte vanskeligheter og andre mangler, har ingen, såvidt vites, hittil vært helt vellykket ved overføring til praktisk kommersiell drift i industriell målestokk. As can be seen from the above, both when the purified concentrate or iron flotation concentrate is combined with the nickel flotation concentrate or processed separately, numerous steps entailing large capital investments for roasting, smelting and conversion equipment and large operating costs, including fuel and other reagents, are necessary to process the large amounts of pyrrhotite with a high sulfur content to recover relatively small amounts of nickel. Although attempts have been made to overcome the above-mentioned difficulties and other shortcomings, none, so far as is known, have been entirely successful in transfer to practical commercial operation on an industrial scale.

Det er nå. oppdaget at nikkel- og/eller koboltforbindelser i jernholdige sulfidmineraler kan konsentreres ved å behandle det jernholdige sulfidmineral med spesielle reagenser ved bestemte temperaturer under spesielt regulerte atmosfærer for å oppnå metallisk jern der nikkel-og/eller koboltforbindelser konsentreres og deretter kan disse metaller gjenvinnes ved separering av det metalliske jern fra massen av det jernholdige sulfidmineral. It is now. discovered that nickel and/or cobalt compounds in iron-containing sulphide minerals can be concentrated by treating the iron-containing sulphide mineral with special reagents at specific temperatures under specially regulated atmospheres to obtain metallic iron in which nickel and/or cobalt compounds are concentrated and then these metals can be recovered by separation of the metallic iron from the mass of the ferrous sulphide mineral.

Ifølge foreliggende oppfinnelse frembringes det således en fremgangsmåte for konsentréring av nikkel- og eller koboltforbindelser i jernholdige sulfidmineraler, f.eks. pyrotitt, ved dannelse av et jernkonsentrat inneholdende nikkel og/ eller kobolt, og fremgangsmåten karakteriseres ved at det partikkelformige jernholdige sulfidmineral inneholdende nikkel og/ eller kobolt blandes intimt med partikkelformig metallisk jern eller jernoksyd og, hvis det benyttes jernoksyd, et partikkelformig reduksjonsmiddeld, blandingen oppvarmes og holdes ved en temperatur mellom 800 og 1000°C i en atmosfære som er ikke-oksyderende overfor metallisk jern, i et tidsrom tilstrekkelig langt til å redusere alt jernoksyd til metallisk jern og til å konsentrere en hovedandel av nikkel og eller kobolt i det metalliske jern, blandingen avkjøles i en ikke-oksyderende atmosfære og knuses om nødvendig, hvoretter det metalliske jern inneholdende nikkel og/eller kobolt separeres fra det jernholdige sulfid-materiale for å oppnå et konsentrat av jern og nikkel og/eller kobolt. According to the present invention, a method is thus produced for concentrating nickel and or cobalt compounds in iron-containing sulphide minerals, e.g. pyrrhotite, by forming an iron concentrate containing nickel and/or cobalt, and the process is characterized in that the particulate iron-containing sulphide mineral containing nickel and/or cobalt is intimately mixed with particulate metallic iron or iron oxide and, if iron oxide is used, a particulate reducing agent, the mixture is heated and maintained at a temperature between 800 and 1000°C in an atmosphere which is non-oxidizing to metallic iron, for a period of time sufficient to reduce all iron oxide to metallic iron and to concentrate a major proportion of nickel and or cobalt in the metallic iron, the mixture is cooled in a non-oxidizing atmosphere and crushed if necessary, after which the metallic iron containing nickel and/or cobalt is separated from the iron-containing sulphide material to obtain a concentrate of iron and nickel and/or cobalt.

Generelt blir ved denne prosess nikkelinnholdet i nikkelholdige og jernholdige sulfidmineraler konsentrert på en måte som sterkt eliminerer fremstillingen av svoveldioksyd og som gir et metallisk jernkonsentrat som lett separeres fra det jernholdige sulfidmineral. Vanligvis vil mesteparten av svovelet i sulfidmaterialet forbli som sulfid under prosessen og er et kasserbart produkt med lavt innhold av nikkel- og/eller koboltforbindelser ved slutten av prosessen. In general, this process concentrates the nickel content in nickel-containing and iron-containing sulphide minerals in a way that greatly eliminates the production of sulfur dioxide and which gives a metallic iron concentrate that is easily separated from the iron-containing sulphide mineral. Typically, most of the sulfur in the sulphide material will remain as sulphide during the process and is a discardable product with a low content of nickel and/or cobalt compounds at the end of the process.

I en utførelsesform agglomereres en intim blanding av fint oppdelt nikkel- og koboltholdig jernholdig sulfidmineral, jernoksyd og et egnet reduksjonsmiddel. Agglomeratene oppvarmes til og' holdes på en temperatur fra 800-1000°C i en atmosfære som ikke er oksydert på metallisk jern for å redusere jernoksyd til metallisk jern og for å konsentrere nikkel og kobolt til det metalliske jern fra sulfidmineralene. Det metalliske jern med deri konsentrert nikkel og kobolt separeres fra det jernholdige sulfidmineral etter avkjøling og knusing av agglomeratene. In one embodiment, an intimate mixture of finely divided nickel- and cobalt-bearing ferrous sulphide mineral, iron oxide and a suitable reducing agent is agglomerated. The agglomerates are heated to and maintained at a temperature of 800-1000°C in an atmosphere that is not oxidized to metallic iron to reduce iron oxide to metallic iron and to concentrate nickel and cobalt to the metallic iron from the sulfide minerals. The metallic iron with nickel and cobalt concentrated therein is separated from the iron-containing sulphide mineral after cooling and crushing the agglomerates.

Mere spesielt kan nikkel i nikkelholdige jernholdige sulfidmineraler konsentreres. En intimbehandling av fint oppdelt nikkelholdig jernholdig sulfidmineral og jernoksyd med. More particularly, nickel in nickel-bearing iron sulphide minerals can be concentrated. An intimate treatment of finely divided nickel-containing ferrous sulphide mineral and iron oxide with.

et egnet reduksjonsmiddel agglomereres og oppvarmingen reduserer jernoksydet til metallisk jern, og nikkel difunderer inn i det metalliske jern fra sulfidmineralene. a suitable reducing agent is agglomerated and the heating reduces the iron oxide to metallic iron, and nickel diffuses into the metallic iron from the sulphide minerals.

Forbindelsene som kan gjenvinnes omfatter, nikkel og kobolt. Eksempler på jernholdige sulfidmineraler som inneholder nikkel og kobolt er pyrotitt og pentlanditt. Selvom. frem- . gangsmåten ifølge oppfinnelsen kan benyttes for å konsentrere både nikkel og kobolt i de ovenfor angitte jernholdige sulfidmineraler, skal beskrivelsen begrenses til konsentrering av nikkel inneholdt i pyrotitt for å lette beskrivelsen av oppfinnelsen.. The compounds that can be recovered include nickel and cobalt. Examples of iron-bearing sulphide minerals containing nickel and cobalt are pyrrhotite and pentlandite. Although. forth- . the method according to the invention can be used to concentrate both nickel and cobalt in the above-mentioned iron-containing sulphide minerals, the description shall be limited to the concentration of nickel contained in pyrrhotite to facilitate the description of the invention..

Pentlanditt, mineralet som inneholder en hovedandel av nikkelet i nikkelholdige sulfidmalmer kan effektivt behandles på i og for seg kjente måter. Den nikkelholdige sulfidmaim knuses og males for å frigjøre sulfidmineralene fra stenen slik at penlanditt separat kan gjenvinnes ved flottasjon. Pentlandite, the mineral that contains a major proportion of the nickel in nickel-bearing sulphide ores can be effectively treated in ways known per se. The nickel-bearing sulphide maim is crushed and ground to release the sulphide minerals from the rock so that penlandite can be recovered separately by flotation.

I de fleste tilfelle males mineralet til minst 75% minus 65 mesh og fordelaktig til mer enn 85% minus 65 mesh (US Standard Screen Sizes). Etter maling blir den knuste malm underkastet flottasjon for å oppnå et konsentrat som inneholder i det vesentlige all. pentlanditt og forekommende chalkopyritt mens resten inneholder. gangart og den mindre flotterbare pyrotitt. De grovere rester underkastes en andre flottasjon for å oppå et renset konsentrat som inneholder i det vesentlige all pyrotitt. Denne rensede konsentrat males om igjen til en partikkelstørrelse på minst 80% minus 200 mesh og fortrinnsvis 90% minus 200 mesh og underkastes nok en rensebehandling for å fjerne ytterligere kobber/ nikkelforbindelser. In most cases the mineral is ground to at least 75% minus 65 mesh and advantageously to more than 85% minus 65 mesh (US Standard Screen Sizes). After grinding, the crushed ore is subjected to flotation to obtain a concentrate containing essentially all. pentlandite and occurring chalcopyrite while the rest contains. gait and the less floatable pyrrhotite. The coarser residues are subjected to a second flotation to top up a purified concentrate containing essentially all of the pyrrhotite. This cleaned concentrate is ground again to a particle size of at least 80% minus 200 mesh and preferably 90% minus 200 mesh and is subjected to another cleaning treatment to remove further copper/nickel compounds.

Selvom den nikkelholdige pyrotitt kan blandes med metallisk jern for å konsentrere nikkel, er det fordelaktig å røste en del av pyrotittkonsentratet for å oppnå et røstet produkt med et svovelinnhold på mindre enn omkring 5% og deretter å danne en blanding av det gjenværende pyrotittkonsentrat og det røstede produkt sammen med et reduksjonsmiddel for å danne metallisk jern in situ når blandingen av pyrotitt, røstet produkt og reduksjonsmiddel oppvarmes til fra 800-970°C. Fordelaktig røstes tilstrekkelige mengder pyrotitt til å oppnå et. forhold mellom, røstet produkt og pyrotitt på fra 0,15:1 til 5:1^ En av fordelene som oppstår ved bruk av røstet pyrotitt er at nikkel forbundet med den røstede pyrotitt også gjenvinnes i konsentratet. Hvis et egnet jernoksydmateriale er tilgjengelig, bør selvfølgelig dette benyttes i stedet for det røstede pyrotitt i den agglomererte charge. Hvis videre et egnet metallisk jernpulver er tilgjengelig, kan dette benyttes i stedet for jernoksydet pluss reduksjonsmidlet. På samme måte kan den nødvendige metalliske fase fremstilles in situ ved å benytte en molekvivalent alkali- eller jordalkalioksyd i stedet for jernoksyd. Fordelaktig tilsettes dette oksyd i form av kalsiumoksyd. Although the nickel-bearing pyrrhotite may be mixed with metallic iron to concentrate the nickel, it is advantageous to roast a portion of the pyrrhotite concentrate to obtain a roasted product with a sulfur content of less than about 5% and then to form a mixture of the remaining pyrrhotite concentrate and the roasted product together with a reducing agent to form metallic iron in situ when the mixture of pyrrhotite, roasted product and reducing agent is heated to from 800-970°C. Sufficient quantities of pyrrhotite are advantageously roasted to obtain a. ratio between roasted product and pyrrhotite of from 0.15:1 to 5:1^ One of the advantages arising from the use of roasted pyrrhotite is that the nickel associated with the roasted pyrrhotite is also recovered in the concentrate. If a suitable iron oxide material is available, this should of course be used instead of the roasted pyrrhotite in the agglomerated charge. If, furthermore, a suitable metallic iron powder is available, this can be used instead of the iron oxide plus the reducing agent. Similarly, the required metallic phase can be produced in situ by using a molar equivalent of alkali or alkaline earth oxide instead of iron oxide. Advantageously, this oxide is added in the form of calcium oxide.

JSlår en blanding av pyrotitt og røstet pyrotitt benyttes for å tlanne metallisk jern in situ, er det fordelaktig å innarbeide et fast reduksjonsmiddel i blandingen for å oppnå høye reduksjonspotensialer hvorved det kan oppnås forbedret reduksjons-kinetikk. Hvis et fast reduksjonsmiddel tilsettes til blandingen, tilsettes dette fordelaktig i partikkelform med en partikkel-størrelse på minst 80% minus 65 mesh, fortrinnsvis 80% minus 100 mesh. Eksempler på partikkelformige reduksjonsmidler er knust koks, trekull eller kull. Uansett formen av reduksjonsmidlet tilsettes -dette generelt i mengder på fra 20-70 vekt-% av det røstede produkt i blandingen av røstet produkt og pyrotitt og fortrinnsvis i mengder på fra 25-50 vekt-%. De forannevnte mengder av reduksjonsmidler sikrer total reduksjon av den røstede pyrotitt mens tapet av reduksjonsmiddel til pyrotitten minimali-seres ved -avkjøling og separering av metallisk jernkonsentrat. If a mixture of pyrrhotite and roasted pyrrhotite is used to tlan metallic iron in situ, it is advantageous to incorporate a solid reducing agent in the mixture to achieve high reduction potentials whereby improved reduction kinetics can be achieved. If a solid reducing agent is added to the mixture, this is advantageously added in particulate form with a particle size of at least 80% minus 65 mesh, preferably 80% minus 100 mesh. Examples of particulate reducing agents are crushed coke, charcoal or coal. Regardless of the form of the reducing agent, this is generally added in amounts of from 20-70% by weight of the roasted product to the mixture of roasted product and pyrrhotite and preferably in amounts of from 25-50% by weight. The aforementioned amounts of reducing agents ensure total reduction of the roasted pyrrhotite while the loss of reducing agent to the pyrrhotite is minimized by cooling and separation of metallic iron concentrate.

Selvom blandinger av pyrotitt, røstet produkt og reduksjonsmiddel kan oppvarmes som en blanding av fint" oppdelte bestanddeler til reaksjonstemperaturene, er det fordelaktig å agglomerere blandingen for å minimalisere problemer forbundet med klebing i ovnen og for å sikre at det oppnås god faststoff-faststoff-kontakt mellom metallet, eller redusert røstet produkt og pyrotitten. Blandingen kan agglomereres på i og for seg kjent Although mixtures of pyrrhotite, roasted product and reductant can be heated as a mixture of finely divided constituents to the reaction temperatures, it is advantageous to agglomerate the mixture to minimize problems associated with sticking in the furnace and to ensure that good solid-solid contact is achieved between the metal, or reduced roasted product and the pyrrhotite The mixture can be agglomerated in a manner known per se

måte slik som ved pelletisering eller brikettering. way such as by pelletizing or briquetting.

Nikkelet i pyrotitten konsentreres inn i det metalliske jern uansett om det metalliske jern tilsettes som sådant eller fremstilles in situ ved å oppvarme blandingen til en temperatur på fra 800-1000°C og helst til. en temperatur fra 850-925°C. Når blandingen omfatter pyrotitt, røstet produkt og reduksjonsmiddel, er en slik oppvarming virksom ikke bare med henblikk på diffusjon av nikkel inn i det metalliske jern, men også for å fremme reduksjonen av det røstede produkt. Fordi pyrotitt-oksydblandingen ved de høyere temperaturer nærmer seg smeltetemperaturen, må man være omhyggelig med å unngå problemer i forbindelse med klebing og utilbørlig agglomerering. Ved lavere temperaturer enn de som ligger innenfor de tidligere nevnte områder er reduksjons- og diffusjonshastigheten så lav at fremgangsmåten snart blir uøkonomisk. The nickel in the pyrrhotite is concentrated into the metallic iron regardless of whether the metallic iron is added as such or produced in situ by heating the mixture to a temperature of from 800-1000°C and preferably to. a temperature from 850-925°C. When the mixture comprises pyrrhotite, roasted product and reducing agent, such heating is effective not only for the purpose of diffusion of nickel into the metallic iron, but also to promote the reduction of the roasted product. Because the pyrrhotite-oxide mixture at the higher temperatures approaches the melting temperature, care must be taken to avoid problems associated with sticking and undue agglomeration. At lower temperatures than those within the previously mentioned ranges, the rate of reduction and diffusion is so low that the method soon becomes uneconomical.

Oppvarming av blandingen av røstet produkt, pyrotitt og reduksjonsmiddel gjennomføres i en atmosfære som er nøytral eller lett reduserende for å unngå oksydasjon av redusert metallisk jern. Oksydert jern viser kun en begrenset oppløselig-het for nikkel. I de fleste tilfelle oppvarmes blandingen og holdes ved de tidligere nevnte temperaturer i en atmosfære som har et reduserende potensial ekvivalent et CO:C02-forhold på Heating of the mixture of roasted product, pyrrhotite and reducing agent is carried out in an atmosphere which is neutral or slightly reducing to avoid oxidation of reduced metallic iron. Oxidized iron shows only a limited solubility for nickel. In most cases the mixture is heated and maintained at the aforementioned temperatures in an atmosphere having a reducing potential equivalent to a CO:C02 ratio of

1:2 til 2:1 og aller helst 1:1,5 til 1,5:1. Når blandingen er dannet av røstet produkt og pyrotitt innenfor de tidligere nevnte størrelsesområder, og blandingen holdes ved en temperatur på fra 800-1000°C, vil hovedandelen av nikkelet fra pyrotitten konsentrere seg i det metalliske jern i løpet av fra 10-120 min. Oppvarmingstider innen de ovenfor angitte områder sikrer at i det vesentlige alt nikkel, f.eks. minst 70%, som var i pyrotitten diffunderer til det metalliske jern. Når i det vesentlige alt nikkel fra pyrotitten er diffundert inn i det metalliske jern, avkjøles blandingen uten oksydasjon av det metalliske jernkonsentrat. I de fleste tilfelle har avkjølingshastigheter på mindre enn 100°/min. liten virkning på nikkelgjenvinningen som oppnås ved magnetisk separasjon. 1:2 to 2:1 and most preferably 1:1.5 to 1.5:1. When the mixture is formed from roasted product and pyrrhotite within the previously mentioned size ranges, and the mixture is kept at a temperature of from 800-1000°C, the main part of the nickel from the pyrrhotite will concentrate in the metallic iron within from 10-120 min. Heating times within the ranges specified above ensure that essentially all nickel, e.g. at least 70%, which was in the pyrrhotite diffuses to the metallic iron. When substantially all of the nickel from the pyrrhotite has diffused into the metallic iron, the mixture is cooled without oxidation of the metallic iron concentrate. In most cases, cooling rates of less than 100°/min. little effect on the nickel recovery achieved by magnetic separation.

For fysikalsk å separere den metalliske legering fra den behandlede charge, kreves det vanligvis at den avkjølte blanding knuses for å frigjøre metallisk legering. Fordi varme-behandlingen bevirkes ved temperaturer under det begynnende smeltepunkt for pyrotitt og metallisk jern og fordi varmebehand-lingen gjennomføres i relativt korte tidsrom, kan den avkjølte blanding lett knuses til separeringsfinhet ved vanlige oppmål-ingsteknikker. De beste resultater oppnås ved å knuse den av-kjølte blanding til en partikkelstørrelse på minst 80% minus 200 mesh, fortrinnsvis 95% minus 200 mesh. In order to physically separate the metallic alloy from the treated charge, it is usually required that the cooled mixture be crushed to release the metallic alloy. Because the heat treatment is effected at temperatures below the starting melting point for pyrrhotite and metallic iron and because the heat treatment is carried out in a relatively short period of time, the cooled mixture can easily be crushed to a separation fineness by usual measuring techniques. The best results are obtained by crushing the cooled mixture to a particle size of at least 80% minus 200 mesh, preferably 95% minus 200 mesh.

Den metalliske legering med deri konsentrert nikkel separeres fra den oppmalte blanding av jernsulfid og metallisk legering ved magnetisk separasjon. Den metalliske legering er magnetisk mens det gjenværende jernsulfid ikke er magnetisk slik at konsentratet kan gjenvinnes ved vanlige magnetiske separasjonsteknikker. The metallic alloy with nickel concentrated therein is separated from the ground mixture of iron sulphide and metallic alloy by magnetic separation. The metallic alloy is magnetic while the remaining iron sulphide is non-magnetic so that the concentrate can be recovered by conventional magnetic separation techniques.

Slik som bemerket ovenfor er det fordelaktig å agglomerere blandingen av pyrotitt og røstet produkt eller metallisk jern for å unngå de problemer som er forbundet med klebing når blandingen oppvarmes til temperaturer innenfor det ovenfor angitte område. Det er funnet at fremgangsmåten vanligvis kan gjennomføres i rotasjonsovner uten alvorlige problemer forutsatt at temperaturen holdes under 900°C. Ved bruk av en roterende herdovn eller en ovn med bevegelig belte der agglomer-, attilmatingen ikke beveges i forhold til herden blir bruken av høyere temperaturer gjennomførbar. Fremgangsmåten ifølge oppfinnelsen kan i disse tilfelle gjennomføres i et antall forskjel-lige typer ovner som vanligvis er i bruk forutsatt de ovenfor angitte temperaturbegrensninger. As noted above, it is advantageous to agglomerate the mixture of pyrrhotite and roasted product or metallic iron to avoid the problems associated with sticking when the mixture is heated to temperatures within the range indicated above. It has been found that the process can usually be carried out in rotary kilns without serious problems provided the temperature is kept below 900°C. When using a rotary hardening furnace or a furnace with a moving belt where the agglomerate feed is not moved in relation to the furnace, the use of higher temperatures becomes feasible. In these cases, the method according to the invention can be carried out in a number of different types of ovens which are usually in use provided the temperature limitations stated above are met.

De følgende eksempler skal illustrere oppfinnelsen nærmere. The following examples shall illustrate the invention in more detail.

Eksempel I Example I

3 deler nikkelholdig pyrotitt inneholdende omkring 1,25% nikkel, oppmalt til en partikkelstørrelse på 90% minus 200 mesh ble blandet med 1 del røstet produkt (dvs. den samme pyrotitt røstet ved 850°C til et svovelinnhold på 0,2%) 3 parts nickel-bearing pyrrhotite containing about 1.25% nickel, ground to a particle size of 90% minus 200 mesh was mixed with 1 part roasted product (ie the same pyrrhotite roasted at 850°C to a sulfur content of 0.2%)

og 0,7 deler fint oppmalt bituminøs kull. Blandingen ble presset til puteformede briketter med dimensjoner omtrent 3 cm x 2 and 0.7 parts finely ground bituminous coal. The mixture was pressed into pillow-shaped briquettes with dimensions approximately 3 cm x 2

cm x 1 cm og oppvarmet i en lett reduserende atmosfære (9,5% karbondioksyd, 5% vanndamp, 9,5% karbonmonoksyd, 9,5% hydrogen og 66,5% nitrogen) til en temperatur på 870°C i en halv time. Etter denne termiske behandling ble chargene avkjølt i en ikke-oksyderende atmosfære og oppmalt i en våt kulemølle til 95% minus 325 mesh og underkastet våt magnetisk separasjon ved 2800 gauss. Resultatene av denne prøve er angitt i tabell I. cm x 1 cm and heated in a slightly reducing atmosphere (9.5% carbon dioxide, 5% water vapor, 9.5% carbon monoxide, 9.5% hydrogen and 66.5% nitrogen) to a temperature of 870°C for half hour. After this thermal treatment, the charges were cooled in a non-oxidizing atmosphere and ground in a wet ball mill to 95% minus 325 mesh and subjected to wet magnetic separation at 2800 gauss. The results of this test are set out in Table I.

Slik det fremgår -av resultatene i tabell I befant 89% av As can be seen from the results in table I, 89% of

nikkelet fra pyrotitten og det røstede produkt seg i den magnetiske fraksjon, og det forelå et magnetisk konsentrat som inneholdt 8,3% nikkel. Videre fremgår det av tabell I at den ikke-magnetiske fraksjon som omfattet 87,3% av blandingen hadde et nikkelinnhold på kun 0,15%. Den mengde materiale som måtte behandles for til slutt,å gjenvinne nikkelet i den opprinnelige pyrotitt var altså kun 1/8 av den opprinnelige masse. Slik det videre fremgår av tabell I inneholdt den ikke-magnetiske rest-fraksjon 96% av svovel som var til stede i den briketterte blanding, og den magnetiske fraksjon som inneholdt nikkelet som skulle gjenvinnes ved videre behandling inneholdt mindre enn 4% svovel. the nickel from the pyrrhotite and the roasted product was in the magnetic fraction, and there was a magnetic concentrate containing 8.3% nickel. Furthermore, it appears from Table I that the non-magnetic fraction comprising 87.3% of the mixture had a nickel content of only 0.15%. The amount of material that had to be processed to eventually recover the nickel in the original pyrrhotite was therefore only 1/8 of the original mass. As further appears from Table I, the non-magnetic residual fraction contained 96% of the sulfur present in the briquetted mixture, and the magnetic fraction containing the nickel to be recovered by further processing contained less than 4% sulphur.

Eksempel II Example II

3 deler nikkelholdig pyrotitt inneholdende omkring 0,82% nikkel, oppmalt til en partikkelstørrelse på 90% minus 200 mesh, ble blandet med 1 del røstet produkt (dvs. den samme pyrotitt røstet ved 850°C til et svovelinnhold på 0,2%) og 0,7 deler fint oppmalt bituminøs kull. Blandingen ble presset til puteformede briketter med dimensjoner på omtrent 3 cm x 3 cm x 1 cm 3 parts nickel-bearing pyrrhotite containing about 0.82% nickel, ground to a particle size of 90% minus 200 mesh, was mixed with 1 part roasted product (ie the same pyrrhotite roasted at 850°C to a sulfur content of 0.2%) and 0.7 parts finely ground bituminous coal. The mixture was pressed into pillow-shaped briquettes with dimensions of approximately 3 cm x 3 cm x 1 cm

og oppvarmet i en lett reduserende atmosfære (9,-5% karbondioksyd, 5,0% vanndamp., 9,5% karbonmonoksyd, 9,5% hydrogen og 66,5% nitrogen) til en temperatur på 870°C i en halv time. Etter denne termiske behandling ble chargen avkjølt i en ikke-oksyderende atmosfære malt ± en våt kulemølle til 95% minus 325 mesh og underkastet en våt magnetisk -separasjon ved 2800 gauss. Resultatene av denne prøve er angitt i tabell II. Slik det fremgår av resultatene i tabell II befant 85,5% av nikkelet fra pyrotitten og det røstede produkt seg i den magnetiske fraksjon og det forelå et magnetisk konsentrat som inneholdt 5,23% nikkel. Slik det fremgår av tabell II hadde den ikke-magnetiskeyfraksjon som omfattet 87,2% av blandingen et nikkelinnhold på kun 0,13%. Så- and heated in a slightly reducing atmosphere (9.5% carbon dioxide, 5.0% water vapor, 9.5% carbon monoxide, 9.5% hydrogen and 66.5% nitrogen) to a temperature of 870°C for half hour. After this thermal treatment, the charge was cooled in a non-oxidizing atmosphere ground ± a wet ball mill to 95% minus 325 mesh and subjected to a wet magnetic separation at 2800 gauss. The results of this test are set out in Table II. As can be seen from the results in Table II, 85.5% of the nickel from the pyrrhotite and the roasted product was in the magnetic fraction and there was a magnetic concentrate containing 5.23% nickel. As can be seen from Table II, the non-magnetic fraction comprising 87.2% of the mixture had a nickel content of only 0.13%. So-

ledes var mengden av materiale som måtte behandles for til slutt å gjenvinne nikkelet fra den opprinnelige pyrotitt kun 1/8 av den opprinnelige masse. thus, the amount of material that had to be processed to finally recover the nickel from the original pyrrhotite was only 1/8 of the original mass.

Eksempel III Example III

6 deler nikkelholdig pyrotittkonsentrat inneholdende omkring 1,25% nikkel og oppmalt til en partikkelstørrelse på 90% minus 200 mesh ble blandet med 1,1 del kalk (CaO) og 1,1 deler fint oppmalt bituminøs kull. Blandingen ble presset til puteformede briketter med dimensjoner omtrent 3 cm x 2 cm x 1 cm og oppvarmet i en lett reduserende atmosfære (9,7% karbondioksyd, 7,1% vanndamp, 9,6% karbonmonoksyd, 6,3% hydrogen og 67,3% nitrogen) til en temperatur på 900°C i en halv time. Etter denne termiske behandling ble chargen avkjølt i en ikke-oksyderende atmosfære og oppmalt i en våt kulemølle til 95% minus 325 mesh og underkastet en våt magnetisk separasjon ved 2800 gauss. Resultatene av denne prøve hvilke er angitt i tabell III viser at 79,9% av nikkelet fra pyrotitten befant seg i den magnetiske fraksjon som viste en analyse på 5,80% nikkel. Den ikke-magnetiske fraksjon som omfattet 84,4% av blandingen hadde et nikkelinnhold på 0,27%. Således er materialet som må behandles for til slutt å gjenvinne nikkelet fra den opprinnelige pyrotitt kun 1/6 av den opprinnelige masse. 6 parts of nickel-containing pyrrhotite concentrate containing about 1.25% nickel and ground to a particle size of 90% minus 200 mesh was mixed with 1.1 parts of lime (CaO) and 1.1 parts of finely ground bituminous coal. The mixture was pressed into pillow-shaped briquettes with dimensions of approximately 3 cm x 2 cm x 1 cm and heated in a slightly reducing atmosphere (9.7% carbon dioxide, 7.1% water vapor, 9.6% carbon monoxide, 6.3% hydrogen and 67 .3% nitrogen) to a temperature of 900°C for half an hour. After this thermal treatment, the charge was cooled in a non-oxidizing atmosphere and ground in a wet ball mill to 95% minus 325 mesh and subjected to a wet magnetic separation at 2800 gauss. The results of this sample which are indicated in Table III show that 79.9% of the nickel from the pyrrhotite was in the magnetic fraction which showed an analysis of 5.80% nickel. The non-magnetic fraction comprising 84.4% of the mixture had a nickel content of 0.27%. Thus, the material that must be processed to finally recover the nickel from the original pyrrhotite is only 1/6 of the original mass.

Eksempel IV Example IV

3 deler sulfidisk -nikkelkonserrtrat inneholdende omkring .8,4% nikkel og oppmalt til en partikkelstørrelse på 90% minus 200 mesh ble blandet med 0,7 deler fint jernpulver og 0,15 deler fint oppmalt bituminøs kull. Blandingen ble presset til puteformede briketter med dimensjoner omtrent 3 cm x 2 em x 1 cm og oppvarmet i en lett reduserende atmosfære (9,5% karbondioksyd, 5,0% vanndamp, 9,5% karbonmonoksyd, 9,5% hydrogen og 66,5% nitrogen) til en temperatur på 815°C i 1 time. Etter denne behandling ble chargen avkjølt i en ikke-oksyderende atmosfære, oppmalt i 3 parts sulphidic nickel concentrate containing about .8.4% nickel and ground to a particle size of 90% minus 200 mesh was mixed with 0.7 parts fine iron powder and 0.15 parts finely ground bituminous coal. The mixture was pressed into pillow-shaped briquettes with dimensions of approximately 3 cm x 2 em x 1 cm and heated in a slightly reducing atmosphere (9.5% carbon dioxide, 5.0% water vapor, 9.5% carbon monoxide, 9.5% hydrogen and 66 .5% nitrogen) to a temperature of 815°C for 1 hour. After this treatment, the charge was cooled in a non-oxidizing atmosphere, ground in

en våt kulemølle til 95% minus 325 mesh og underkastet en våt magnetisk separasjon ved 2800 gauss. Resultatene som er angitt i tabell IV viser at 90,3% av nikkelet fra råstoffet befant seg i den magnetiske fraksjon som utgjorde et konsentrat som ga en analyse på 23,5% nikkel. Den ikke-magnetiske fraksjon som omfattet 74,2% av blandingen hadde et nikkelinnhold på kun 0,87%. a wet ball mill to 95% minus 325 mesh and subjected to a wet magnetic separation at 2800 gauss. The results set forth in Table IV show that 90.3% of the nickel from the raw material was in the magnetic fraction which constituted a concentrate which gave an assay of 23.5% nickel. The non-magnetic fraction comprising 74.2% of the mixture had a nickel content of only 0.87%.

Denne fraksjon kunne behandles i henhold til en hvilken som helst av de fremgangsmåter som er beskrevet i eks. I, II eller III for å gjenvinne i det vesentlige alt nikkelet. This fraction could be treated according to any of the methods described in ex. I, II or III to recover substantially all of the nickel.

Eksempel V Example V

3 deler sulfidisk nikkelkonsentrat inneholdende omkring 8,4% nikkel og oppmalt til en partikkelstørrelse på 90% minus 200 mesh ble blandet med 1 del røstet produkt (0,82% nikkelpyrotitt røstet ved 850°C til et svovelinnhold på 0,2%) og 0,6 deler fint oppmalt bituminøs kull. Blandingen ble presset til puteformede briketter med dimensjoner omtrent 3 cm x 2 cm x 1 cm og oppvarmet i en lett reduserende atmosfære (9,7% karbondioksyd, 7,1% vanndamp, 9,6% karbonmonoksyd, 6,3% hydrogen og 67,3% nitrogen) til en temperatur på -815°C i 1 time. Etter denne behandling ble chargen avkjølt i en ikke-oksyderende atmosfære, oppmalt i en våt kulemølle til 95% minst 325 mesh og underkastet våt magnetisk sep*arasjon ved 2800 gauss. Resul- 3 parts sulphidic nickel concentrate containing about 8.4% nickel and ground to a particle size of 90% minus 200 mesh was mixed with 1 part roasted product (0.82% nickel pyrrhotite roasted at 850°C to a sulfur content of 0.2%) and 0.6 parts finely ground bituminous coal. The mixture was pressed into pillow-shaped briquettes with dimensions of approximately 3 cm x 2 cm x 1 cm and heated in a slightly reducing atmosphere (9.7% carbon dioxide, 7.1% water vapor, 9.6% carbon monoxide, 6.3% hydrogen and 67 .3% nitrogen) to a temperature of -815°C for 1 hour. After this treatment, the charge was cooled in a non-oxidizing atmosphere, ground in a wet ball mill to 95% at least 325 mesh and subjected to wet magnetic separation at 2800 gauss. Resul-

tåtene av denne prøve, angitt i tabell V. viser at 82,4% av nikkelet i den opprinnelige tilmatning befant seg i den magnetiske fraksjon som ga en analyse på 29,6% nikkel. Den ikke-magnetiske fraksjon utgjorde 81,6% av blandingen og hadde et nikkelinnhold på 1,42%. Denne fraksjon kunne behandles ifølge en hvilken som helst av de fremgangsmåter som er beskrevet i eks. I, II eller III for å gjenvinne i det vesentlige alt nikkel. The results of this sample, given in Table V. show that 82.4% of the nickel in the original feed was in the magnetic fraction which gave an analysis of 29.6% nickel. The non-magnetic fraction made up 81.6% of the mixture and had a nickel content of 1.42%. This fraction could be treated according to any of the methods described in ex. I, II or III to recover substantially all nickel.

Eksempel VI Example VI

1 del nikkelholdige pyrotitt inneholdende omkring 1,25% nikkel og oppmalt til en partikkelstørrelse på 90% minus 200. mesh ble blandet med 0,6 deler rester fra en utlutningspros-ess (inneholdende 39,5% jern primært til stede som FeO(OH), 0,18% nikkel, 4,3% sulfationer og resten sten) og 0,3 deler fint oppmalt bituminøs kull. Blandingen ble presset til puteformede briketter med dimensjoner på omtrent 3 cm x 2 cm 1 cm og oppvarmet i en lett reduserende atmosfære (9,7% karbondioksyd, 7,1% vanndamp, 9,6% karbonmonoksyd, 6,3% hydrogen, 67,3% nitrogen) til en temperatur på 900°C i en halv time. Etter denne termiske behandling ble chargen avkjølt i en. ikke-oksyderende atmosfære, malt i en våt kulemølle til 95% minus 325 mesh og underkastet våt magnetisk separasjon ved 2800 gauss. Resultatene av denne prøve som er angitt i tabell VI viser at 83,3% av nikkelet fra pyrotitten og resten befant seg i den magnetiske fraksjon som ga en analyse på 4,55% nikkel. Den ikke-magnetiske fraksjon som omfattet 85,1% av blandingen hadde et nikkelinnhold på kun 0,16%. Således var mengden av materialet som måtte behandles for til slutt å gjenvinne nikkelverdiene fra pyrotitten og resten kun 1/7 av den opprinnelige masse. 1 part of nickel-bearing pyrrhotite containing about 1.25% nickel and ground to a particle size of 90% minus 200. mesh was mixed with 0.6 parts of residue from a leaching process (containing 39.5% iron primarily present as FeO(OH ), 0.18% nickel, 4.3% sulphate ions and the rest stone) and 0.3 parts finely ground bituminous coal. The mixture was pressed into pillow-shaped briquettes with dimensions of approximately 3 cm x 2 cm 1 cm and heated in a slightly reducing atmosphere (9.7% carbon dioxide, 7.1% water vapor, 9.6% carbon monoxide, 6.3% hydrogen, 67 .3% nitrogen) to a temperature of 900°C for half an hour. After this thermal treatment, the charge was cooled in a. non-oxidizing atmosphere, ground in a wet ball mill to 95% minus 325 mesh and subjected to wet magnetic separation at 2800 gauss. The results of this sample shown in Table VI show that 83.3% of the nickel from the pyrrhotite and the remainder was in the magnetic fraction which gave an assay of 4.55% nickel. The non-magnetic fraction comprising 85.1% of the mixture had a nickel content of only 0.16%. Thus, the amount of material that had to be processed to finally recover the nickel values from the pyrrhotite and the residue was only 1/7 of the original mass.

Eksempel VII Example VII

3 deler 1,25% nikkelpyrotltt ble oppmalt til 80% minus 200 mesh og blandet med 1 del kalsinert pyrotitt (pyrotitt røstet i luft ved 850°C til et svovelinnhold på mindre enn 0,2%) og 0,6-0,7 deler fint oppmalt bituminøs kull. Åtte slike blandinger ble presset til puteformede briketter med dimensjoner omtrent 3 cm x 2 xm x 1 cm og behandlet individuelt i lett reduserende atmosfærer (9,7% karbondioksyd, 7,1% vanndamp, 9,6% karbonmonoksyd, 6,3% hydrogen og 67,3% nitrogen) ved varierende ovns-temperaturer innen området 814-1036°C. Behandlingsperiodende var generelt 20 min. Behandlingsproduktene ved hver temperatur ble malt' i en våt kulemølle til 95% minus 325 mesh og underkastet våt magnetisk separasjon ved 2800 gauss. Resultatene som er angitt i tabell VII viser at det nikkel som opprinnelig var til stede i pyrotitten og det røstede produkt, var konsentrert i den magnetiske fraksjon i en grad som var avhengig av behandlings-temperaturen. Ved f.eks. 870°C, 900°C og 9 25°C befant omtrent 87% -av nikkelet seg i det magnetiske legeringskonsentrat mens ved 814°C, 953°C og 1036°C var 79,0%, 75,7% henholdsvis 69,3% av det totale nikkel i det magnetiske legeringskonsentrat. Ved 870°C representerte det magnetiske legeringskonsentrat 13,3 vekt-% av den.behandlede charge med en magnetisk fraksjon inneholdende 8,3% nikkel og en ikke-magnetisk fraksjon inneholdende 0,19% nikkel. Ved 1036°C representerte det magnetiske legeringskonsentrat 23,6 vekt-% av den behandlede charge med en magnetisk fraksjon inneholdende 4,0% nikkel og en ikke-magnetisk fraksjon inneholdende 0,55% nikkel.. Optimale resultater ble oppnådd innen temperaturområdet 870-925°C. 3 parts 1.25% nickel pyrrhotite was ground to 80% minus 200 mesh and mixed with 1 part calcined pyrrhotite (pyrothite roasted in air at 850°C to a sulfur content of less than 0.2%) and 0.6-0.7 parts finely ground bituminous coal. Eight such mixtures were pressed into pillow-shaped briquettes with dimensions approximately 3 cm x 2 x m x 1 cm and treated individually in slightly reducing atmospheres (9.7% carbon dioxide, 7.1% water vapor, 9.6% carbon monoxide, 6.3% hydrogen and 67.3% nitrogen) at varying furnace temperatures within the range 814-1036°C. The duration of the treatment was generally 20 min. The treatment products at each temperature were ground in a wet ball mill to 95% minus 325 mesh and subjected to wet magnetic separation at 2800 gauss. The results given in Table VII show that the nickel originally present in the pyrrhotite and the roasted product was concentrated in the magnetic fraction to a degree which was dependent on the treatment temperature. By e.g. At 870°C, 900°C and 925°C approximately 87% of the nickel was in the magnetic alloy concentrate, while at 814°C, 953°C and 1036°C 79.0%, 75.7% and 69.0% respectively 3% of the total nickel in the magnetic alloy concentrate. At 870°C the magnetic alloy concentrate represented 13.3% by weight of the treated charge with a magnetic fraction containing 8.3% nickel and a non-magnetic fraction containing 0.19% nickel. At 1036°C the magnetic alloy concentrate represented 23.6% by weight of the treated charge with a magnetic fraction containing 4.0% nickel and a non-magnetic fraction containing 0.55% nickel. Optimum results were obtained within the temperature range 870- 925°C.

Claims

Method for concentrating nickel and/or cobalt compounds in iron-containing sulphide minerals, e.g. pyrrhotite, by forming an iron concentrate containing nickel and/or cobalt, characterized in that the particulate iron-containing sulphide mineral containing nickel and/or cobalt is intimately mixed with particulate metallic iron or iron oxide and, if iron oxide is used, a particulate reducing agent, the mixture is heated and held at a temperature between 800 and 1000°C in an atmosphere which is non-oxidizing towards metallic iron, for a period of time sufficient to reduce all iron oxide to metallic iron and

to concentrate a major proportion of nickel and/or cobalt in the metallic iron, the mixture is cooled in a non-oxidizing atmosphere and crushed if necessary, after which the metallic iron containing nickel and/or cobalt is separated from the iron-bearing sulphide mineral to obtain a concentrate of iron and nickel and/or cobalt.

2. Method according to claim 1, characterized in that finely divided pyrrhotite that has been roasted to a sulfur content of less than 5% is used as iron oxide.

3. Method according to claim 2, characterized in that roasted pyrrhotite and pyrrhotite are used in a ratio between 0.15:1 and 5:1.

4. Method according to claim 3, characterized in that the reducing agent is added to the mixture in quantities of 20-70% by weight of the roasted pyrrhotite.

5. Method according to claim 1, characterized in that the metallic iron is formed in situ by heating to from 800-1000°C of an intimate agglomerated mixture of particulate ferrous sulphide mineral and at least one oxide of an alkali metal or alkaline earth metal.

6. Method according to any one of claims 1-5, characterized in that the mixture is heated to a temperature of 850-925°C.

7..- Method according to any one of claims 1-6, characterized in that the mixture is cooled and crushed to a particle size of at least 80% minus 200 mesh and that the nickel concentrate is recovered by magnetic separation.

8. Method according to any one of claims 1-7, characterized in that the mixture is agglomerated before the heating.

9. Method according to any one of claims 1-8, characterized in that the heating is carried out in a rotary hearth where the mixture does not move in relation to the hearth.

10. Method according to claims 8 and 9, characterized in that the agglomerated mixture is heated to a temperature below 900°C in a rotary oven.

11. Method according to claim 8, characterized in that the agglomerated mixture is heated in an oven with a moving belt.