RU2174562C2 - Способ извлечения никеля и/или кобальта (варианты) - Google Patents
Способ извлечения никеля и/или кобальта (варианты) Download PDFInfo
- Publication number
- RU2174562C2 RU2174562C2 RU98100271A RU98100271A RU2174562C2 RU 2174562 C2 RU2174562 C2 RU 2174562C2 RU 98100271 A RU98100271 A RU 98100271A RU 98100271 A RU98100271 A RU 98100271A RU 2174562 C2 RU2174562 C2 RU 2174562C2
- Authority
- RU
- Russia
- Prior art keywords
- cobalt
- nickel
- solution
- magnesium
- extractant
- Prior art date
Links
- PXHVJJICTQNCMI-UHFFFAOYSA-N Nickel Chemical compound [Ni] PXHVJJICTQNCMI-UHFFFAOYSA-N 0.000 title claims abstract description 405
- 229910052759 nickel Inorganic materials 0.000 title claims abstract description 195
- 229910017052 cobalt Inorganic materials 0.000 title claims abstract description 186
- 239000010941 cobalt Substances 0.000 title claims abstract description 186
- GUTLYIVDDKVIGB-UHFFFAOYSA-N cobalt atom Chemical compound [Co] GUTLYIVDDKVIGB-UHFFFAOYSA-N 0.000 title claims abstract description 186
- 238000000034 method Methods 0.000 title claims abstract description 137
- 238000011084 recovery Methods 0.000 title description 14
- 239000000243 solution Substances 0.000 claims abstract description 131
- 239000010949 copper Substances 0.000 claims abstract description 78
- 229910052802 copper Inorganic materials 0.000 claims abstract description 76
- RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N Copper Chemical compound [Cu] RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 74
- 238000000605 extraction Methods 0.000 claims abstract description 73
- 239000012141 concentrate Substances 0.000 claims abstract description 69
- 238000007254 oxidation reaction Methods 0.000 claims abstract description 59
- 230000003647 oxidation Effects 0.000 claims abstract description 58
- 239000002904 solvent Substances 0.000 claims abstract description 44
- 239000000047 product Substances 0.000 claims abstract description 40
- 239000000725 suspension Substances 0.000 claims abstract description 31
- 238000001556 precipitation Methods 0.000 claims abstract description 26
- 239000010970 precious metal Substances 0.000 claims abstract description 14
- 239000012265 solid product Substances 0.000 claims abstract description 12
- QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-L Sulfate Chemical compound [O-]S([O-])(=O)=O QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-L 0.000 claims abstract description 11
- ASKVAEGIVYSGNY-UHFFFAOYSA-L cobalt(ii) hydroxide Chemical compound [OH-].[OH-].[Co+2] ASKVAEGIVYSGNY-UHFFFAOYSA-L 0.000 claims abstract description 11
- QVGXLLKOCUKJST-UHFFFAOYSA-N atomic oxygen Chemical compound [O] QVGXLLKOCUKJST-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 10
- 229910052760 oxygen Inorganic materials 0.000 claims abstract description 10
- 239000001301 oxygen Substances 0.000 claims abstract description 10
- 150000004820 halides Chemical class 0.000 claims abstract description 4
- 239000011777 magnesium Substances 0.000 claims description 77
- FYYHWMGAXLPEAU-UHFFFAOYSA-N Magnesium Chemical compound [Mg] FYYHWMGAXLPEAU-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 75
- 229910052749 magnesium Inorganic materials 0.000 claims description 69
- 238000002386 leaching Methods 0.000 claims description 62
- NINIDFKCEFEMDL-UHFFFAOYSA-N Sulfur Chemical compound [S] NINIDFKCEFEMDL-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 56
- 239000007790 solid phase Substances 0.000 claims description 45
- XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N Iron Chemical compound [Fe] XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 43
- 229910052717 sulfur Inorganic materials 0.000 claims description 41
- 239000011593 sulfur Substances 0.000 claims description 40
- 239000002253 acid Substances 0.000 claims description 36
- 238000005406 washing Methods 0.000 claims description 32
- 238000000638 solvent extraction Methods 0.000 claims description 29
- BFNBIHQBYMNNAN-UHFFFAOYSA-N ammonium sulfate Chemical compound N.N.OS(O)(=O)=O BFNBIHQBYMNNAN-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 25
- 229910052921 ammonium sulfate Inorganic materials 0.000 claims description 25
- 235000011130 ammonium sulphate Nutrition 0.000 claims description 25
- 230000008569 process Effects 0.000 claims description 24
- 229910052742 iron Inorganic materials 0.000 claims description 23
- 239000007788 liquid Substances 0.000 claims description 21
- 229910052725 zinc Inorganic materials 0.000 claims description 20
- 239000011701 zinc Substances 0.000 claims description 20
- HCHKCACWOHOZIP-UHFFFAOYSA-N Zinc Chemical compound [Zn] HCHKCACWOHOZIP-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 18
- 238000000746 purification Methods 0.000 claims description 18
- 239000007791 liquid phase Substances 0.000 claims description 17
- 230000001590 oxidative effect Effects 0.000 claims description 17
- 239000007787 solid Substances 0.000 claims description 16
- 229910001425 magnesium ion Inorganic materials 0.000 claims description 15
- 229910000510 noble metal Inorganic materials 0.000 claims description 14
- 229910001429 cobalt ion Inorganic materials 0.000 claims description 12
- XLJKHNWPARRRJB-UHFFFAOYSA-N cobalt(2+) Chemical compound [Co+2] XLJKHNWPARRRJB-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 12
- 238000005188 flotation Methods 0.000 claims description 12
- 238000004064 recycling Methods 0.000 claims description 11
- JLVVSXFLKOJNIY-UHFFFAOYSA-N Magnesium ion Chemical compound [Mg+2] JLVVSXFLKOJNIY-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 9
- UCKMPCXJQFINFW-UHFFFAOYSA-N Sulphide Chemical compound [S-2] UCKMPCXJQFINFW-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 9
- 239000012047 saturated solution Substances 0.000 claims description 9
- 239000002699 waste material Substances 0.000 claims description 8
- 230000008021 deposition Effects 0.000 claims description 7
- 229910001453 nickel ion Inorganic materials 0.000 claims description 7
- QGZKDVFQNNGYKY-UHFFFAOYSA-O Ammonium Chemical compound [NH4+] QGZKDVFQNNGYKY-UHFFFAOYSA-O 0.000 claims description 6
- CYTYCFOTNPOANT-UHFFFAOYSA-N Perchloroethylene Chemical group ClC(Cl)=C(Cl)Cl CYTYCFOTNPOANT-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 6
- 238000004140 cleaning Methods 0.000 claims description 6
- 239000000203 mixture Substances 0.000 claims description 6
- 229950011008 tetrachloroethylene Drugs 0.000 claims description 6
- ATRRKUHOCOJYRX-UHFFFAOYSA-N Ammonium bicarbonate Chemical compound [NH4+].OC([O-])=O ATRRKUHOCOJYRX-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 5
- 230000002378 acidificating effect Effects 0.000 claims description 5
- 239000001099 ammonium carbonate Substances 0.000 claims description 5
- 235000012501 ammonium carbonate Nutrition 0.000 claims description 5
- VTHJTEIRLNZDEV-UHFFFAOYSA-L magnesium dihydroxide Chemical compound [OH-].[OH-].[Mg+2] VTHJTEIRLNZDEV-UHFFFAOYSA-L 0.000 claims description 5
- 239000000347 magnesium hydroxide Substances 0.000 claims description 5
- 229910001862 magnesium hydroxide Inorganic materials 0.000 claims description 5
- 239000002244 precipitate Substances 0.000 claims description 5
- ARUVKPQLZAKDPS-UHFFFAOYSA-L copper(II) sulfate Chemical compound [Cu+2].[O-][S+2]([O-])([O-])[O-] ARUVKPQLZAKDPS-UHFFFAOYSA-L 0.000 claims description 4
- 230000003472 neutralizing effect Effects 0.000 claims description 4
- VEQPNABPJHWNSG-UHFFFAOYSA-N Nickel(2+) Chemical compound [Ni+2] VEQPNABPJHWNSG-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 3
- 229910000365 copper sulfate Inorganic materials 0.000 claims description 3
- 239000006260 foam Substances 0.000 claims description 3
- 239000003350 kerosene Substances 0.000 claims description 2
- 150000002736 metal compounds Chemical class 0.000 claims description 2
- 230000003134 recirculating effect Effects 0.000 claims description 2
- 150000001805 chlorine compounds Chemical group 0.000 claims 1
- 150000001879 copper Chemical class 0.000 claims 1
- 229910052751 metal Inorganic materials 0.000 abstract description 20
- 239000002184 metal Substances 0.000 abstract description 20
- 150000002739 metals Chemical class 0.000 abstract description 6
- 229910021503 Cobalt(II) hydroxide Inorganic materials 0.000 abstract description 2
- 239000003929 acidic solution Substances 0.000 abstract description 2
- 229910000480 nickel oxide Inorganic materials 0.000 abstract description 2
- 239000000126 substance Substances 0.000 abstract description 2
- QXZUUHYBWMWJHK-UHFFFAOYSA-N [Co].[Ni] Chemical compound [Co].[Ni] QXZUUHYBWMWJHK-UHFFFAOYSA-N 0.000 abstract 2
- NLXLAEXVIDQMFP-UHFFFAOYSA-N Ammonium chloride Substances [NH4+].[Cl-] NLXLAEXVIDQMFP-UHFFFAOYSA-N 0.000 abstract 1
- VHUUQVKOLVNVRT-UHFFFAOYSA-N Ammonium hydroxide Chemical compound [NH4+].[OH-] VHUUQVKOLVNVRT-UHFFFAOYSA-N 0.000 abstract 1
- 235000011114 ammonium hydroxide Nutrition 0.000 abstract 1
- 230000000694 effects Effects 0.000 abstract 1
- 238000009856 non-ferrous metallurgy Methods 0.000 abstract 1
- HEMHJVSKTPXQMS-UHFFFAOYSA-M Sodium hydroxide Chemical compound [OH-].[Na+] HEMHJVSKTPXQMS-UHFFFAOYSA-M 0.000 description 18
- 229910052737 gold Inorganic materials 0.000 description 15
- 239000010931 gold Substances 0.000 description 15
- PCHJSUWPFVWCPO-UHFFFAOYSA-N gold Chemical compound [Au] PCHJSUWPFVWCPO-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 14
- 238000012545 processing Methods 0.000 description 14
- QGZKDVFQNNGYKY-UHFFFAOYSA-N Ammonia Chemical compound N QGZKDVFQNNGYKY-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 13
- AXCZMVOFGPJBDE-UHFFFAOYSA-L calcium dihydroxide Chemical compound [OH-].[OH-].[Ca+2] AXCZMVOFGPJBDE-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 13
- 239000000920 calcium hydroxide Substances 0.000 description 13
- 235000011116 calcium hydroxide Nutrition 0.000 description 13
- 229910001861 calcium hydroxide Inorganic materials 0.000 description 13
- BQCADISMDOOEFD-UHFFFAOYSA-N Silver Chemical compound [Ag] BQCADISMDOOEFD-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 12
- 238000006386 neutralization reaction Methods 0.000 description 12
- 238000000926 separation method Methods 0.000 description 12
- 229910052709 silver Inorganic materials 0.000 description 12
- 239000004332 silver Substances 0.000 description 12
- QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N Sulfuric acid Chemical compound OS(O)(=O)=O QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 11
- -1 halogen ions Chemical class 0.000 description 11
- 229920006395 saturated elastomer Polymers 0.000 description 10
- 229910052500 inorganic mineral Inorganic materials 0.000 description 9
- 235000010755 mineral Nutrition 0.000 description 9
- 239000011707 mineral Substances 0.000 description 9
- 239000000706 filtrate Substances 0.000 description 8
- 238000005191 phase separation Methods 0.000 description 7
- 229910021529 ammonia Inorganic materials 0.000 description 6
- NIFIFKQPDTWWGU-UHFFFAOYSA-N pyrite Chemical compound [Fe+2].[S-][S-] NIFIFKQPDTWWGU-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 6
- 229910052683 pyrite Inorganic materials 0.000 description 6
- 239000011028 pyrite Substances 0.000 description 6
- 235000011121 sodium hydroxide Nutrition 0.000 description 6
- XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N water Substances O XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 6
- OKTJSMMVPCPJKN-UHFFFAOYSA-N Carbon Chemical compound [C] OKTJSMMVPCPJKN-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 5
- 230000015572 biosynthetic process Effects 0.000 description 5
- 239000006227 byproduct Substances 0.000 description 5
- KXZJHVJKXJLBKO-UHFFFAOYSA-N chembl1408157 Chemical compound N=1C2=CC=CC=C2C(C(=O)O)=CC=1C1=CC=C(O)C=C1 KXZJHVJKXJLBKO-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 5
- 239000003153 chemical reaction reagent Substances 0.000 description 5
- 239000012065 filter cake Substances 0.000 description 5
- JPVYNHNXODAKFH-UHFFFAOYSA-N Cu2+ Chemical compound [Cu+2] JPVYNHNXODAKFH-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 4
- XFXPMWWXUTWYJX-UHFFFAOYSA-N Cyanide Chemical compound N#[C-] XFXPMWWXUTWYJX-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 4
- 239000010953 base metal Substances 0.000 description 4
- 238000006243 chemical reaction Methods 0.000 description 4
- 229910001431 copper ion Inorganic materials 0.000 description 4
- 238000001914 filtration Methods 0.000 description 4
- 229910052602 gypsum Inorganic materials 0.000 description 4
- 239000010440 gypsum Substances 0.000 description 4
- 150000004679 hydroxides Chemical class 0.000 description 4
- 238000004519 manufacturing process Methods 0.000 description 4
- 238000002844 melting Methods 0.000 description 4
- 230000008018 melting Effects 0.000 description 4
- 150000004763 sulfides Chemical class 0.000 description 4
- 235000019738 Limestone Nutrition 0.000 description 3
- 229910052785 arsenic Inorganic materials 0.000 description 3
- RQNWIZPPADIBDY-UHFFFAOYSA-N arsenic atom Chemical compound [As] RQNWIZPPADIBDY-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- 239000003245 coal Substances 0.000 description 3
- 239000002274 desiccant Substances 0.000 description 3
- QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-M hydrogensulfate Chemical compound OS([O-])(=O)=O QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-M 0.000 description 3
- 229910001710 laterite Inorganic materials 0.000 description 3
- 239000011504 laterite Substances 0.000 description 3
- 239000006028 limestone Substances 0.000 description 3
- 229910052954 pentlandite Inorganic materials 0.000 description 3
- BASFCYQUMIYNBI-UHFFFAOYSA-N platinum Chemical group [Pt] BASFCYQUMIYNBI-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- WWNBZGLDODTKEM-UHFFFAOYSA-N sulfanylidenenickel Chemical compound [Ni]=S WWNBZGLDODTKEM-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- 241000080590 Niso Species 0.000 description 2
- KDLHZDBZIXYQEI-UHFFFAOYSA-N Palladium Chemical compound [Pd] KDLHZDBZIXYQEI-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- NBIIXXVUZAFLBC-UHFFFAOYSA-N Phosphoric acid Chemical compound OP(O)(O)=O NBIIXXVUZAFLBC-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- CDBYLPFSWZWCQE-UHFFFAOYSA-L Sodium Carbonate Chemical compound [Na+].[Na+].[O-]C([O-])=O CDBYLPFSWZWCQE-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 2
- RAHZWNYVWXNFOC-UHFFFAOYSA-N Sulphur dioxide Chemical compound O=S=O RAHZWNYVWXNFOC-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 230000032683 aging Effects 0.000 description 2
- 239000012670 alkaline solution Substances 0.000 description 2
- 230000008901 benefit Effects 0.000 description 2
- 239000011575 calcium Substances 0.000 description 2
- 229910052951 chalcopyrite Inorganic materials 0.000 description 2
- DVRDHUBQLOKMHZ-UHFFFAOYSA-N chalcopyrite Chemical compound [S-2].[S-2].[Fe+2].[Cu+2] DVRDHUBQLOKMHZ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 239000013078 crystal Substances 0.000 description 2
- 238000010908 decantation Methods 0.000 description 2
- 230000007423 decrease Effects 0.000 description 2
- 238000010586 diagram Methods 0.000 description 2
- 239000003792 electrolyte Substances 0.000 description 2
- 238000001704 evaporation Methods 0.000 description 2
- 230000008020 evaporation Effects 0.000 description 2
- 239000012527 feed solution Substances 0.000 description 2
- 229910052736 halogen Inorganic materials 0.000 description 2
- XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-M hydroxide Chemical compound [OH-] XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-M 0.000 description 2
- 238000010309 melting process Methods 0.000 description 2
- 229910052953 millerite Inorganic materials 0.000 description 2
- 230000001376 precipitating effect Effects 0.000 description 2
- 239000002994 raw material Substances 0.000 description 2
- 230000009467 reduction Effects 0.000 description 2
- 150000003839 salts Chemical class 0.000 description 2
- 229910052950 sphalerite Inorganic materials 0.000 description 2
- 229910052569 sulfide mineral Inorganic materials 0.000 description 2
- 150000003467 sulfuric acid derivatives Chemical class 0.000 description 2
- 238000012546 transfer Methods 0.000 description 2
- OYPRJOBELJOOCE-UHFFFAOYSA-N Calcium Chemical compound [Ca] OYPRJOBELJOOCE-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 241001487795 Chalcites Species 0.000 description 1
- VEXZGXHMUGYJMC-UHFFFAOYSA-M Chloride anion Chemical compound [Cl-] VEXZGXHMUGYJMC-UHFFFAOYSA-M 0.000 description 1
- 235000008733 Citrus aurantifolia Nutrition 0.000 description 1
- XZMCDFZZKTWFGF-UHFFFAOYSA-N Cyanamide Chemical compound NC#N XZMCDFZZKTWFGF-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- VEXZGXHMUGYJMC-UHFFFAOYSA-N Hydrochloric acid Chemical compound Cl VEXZGXHMUGYJMC-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- DGAQECJNVWCQMB-PUAWFVPOSA-M Ilexoside XXIX Chemical compound C[C@@H]1CC[C@@]2(CC[C@@]3(C(=CC[C@H]4[C@]3(CC[C@@H]5[C@@]4(CC[C@@H](C5(C)C)OS(=O)(=O)[O-])C)C)[C@@H]2[C@]1(C)O)C)C(=O)O[C@H]6[C@@H]([C@H]([C@@H]([C@H](O6)CO)O)O)O.[Na+] DGAQECJNVWCQMB-PUAWFVPOSA-M 0.000 description 1
- 241001274216 Naso Species 0.000 description 1
- BUGBHKTXTAQXES-UHFFFAOYSA-N Selenium Chemical compound [Se] BUGBHKTXTAQXES-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 229910021607 Silver chloride Inorganic materials 0.000 description 1
- 238000003723 Smelting Methods 0.000 description 1
- PMZURENOXWZQFD-UHFFFAOYSA-L Sodium Sulfate Chemical compound [Na+].[Na+].[O-]S([O-])(=O)=O PMZURENOXWZQFD-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 1
- 235000011941 Tilia x europaea Nutrition 0.000 description 1
- 238000010521 absorption reaction Methods 0.000 description 1
- 238000009825 accumulation Methods 0.000 description 1
- 239000003463 adsorbent Substances 0.000 description 1
- 229910000147 aluminium phosphate Inorganic materials 0.000 description 1
- 229910052787 antimony Inorganic materials 0.000 description 1
- WATWJIUSRGPENY-UHFFFAOYSA-N antimony atom Chemical compound [Sb] WATWJIUSRGPENY-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 238000013459 approach Methods 0.000 description 1
- 239000007864 aqueous solution Substances 0.000 description 1
- 230000001174 ascending effect Effects 0.000 description 1
- 230000009286 beneficial effect Effects 0.000 description 1
- QUXFOKCUIZCKGS-UHFFFAOYSA-N bis(2,4,4-trimethylpentyl)phosphinic acid Chemical compound CC(C)(C)CC(C)CP(O)(=O)CC(C)CC(C)(C)C QUXFOKCUIZCKGS-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 238000009835 boiling Methods 0.000 description 1
- 229910052791 calcium Inorganic materials 0.000 description 1
- 229910052799 carbon Inorganic materials 0.000 description 1
- 150000004649 carbonic acid derivatives Chemical class 0.000 description 1
- 150000001768 cations Chemical class 0.000 description 1
- 238000001311 chemical methods and process Methods 0.000 description 1
- 239000000460 chlorine Substances 0.000 description 1
- 229910052801 chlorine Inorganic materials 0.000 description 1
- INPLXZPZQSLHBR-UHFFFAOYSA-N cobalt(2+);sulfide Chemical compound [S-2].[Co+2] INPLXZPZQSLHBR-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 229910052963 cobaltite Inorganic materials 0.000 description 1
- 150000001875 compounds Chemical class 0.000 description 1
- 230000001276 controlling effect Effects 0.000 description 1
- 238000001816 cooling Methods 0.000 description 1
- 229910001779 copper mineral Inorganic materials 0.000 description 1
- ORTQZVOHEJQUHG-UHFFFAOYSA-L copper(II) chloride Chemical compound Cl[Cu]Cl ORTQZVOHEJQUHG-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 1
- OMZSGWSJDCOLKM-UHFFFAOYSA-N copper(II) sulfide Chemical compound [S-2].[Cu+2] OMZSGWSJDCOLKM-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 238000000354 decomposition reaction Methods 0.000 description 1
- 230000001419 dependent effect Effects 0.000 description 1
- 230000006866 deterioration Effects 0.000 description 1
- 238000004090 dissolution Methods 0.000 description 1
- 238000009826 distribution Methods 0.000 description 1
- 238000005538 encapsulation Methods 0.000 description 1
- 238000005516 engineering process Methods 0.000 description 1
- 238000002474 experimental method Methods 0.000 description 1
- 239000007789 gas Substances 0.000 description 1
- 229910052595 hematite Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000011019 hematite Substances 0.000 description 1
- 230000003301 hydrolyzing effect Effects 0.000 description 1
- 239000012535 impurity Substances 0.000 description 1
- 238000010952 in-situ formation Methods 0.000 description 1
- 238000012994 industrial processing Methods 0.000 description 1
- 150000002500 ions Chemical class 0.000 description 1
- 235000014413 iron hydroxide Nutrition 0.000 description 1
- LIKBJVNGSGBSGK-UHFFFAOYSA-N iron(3+);oxygen(2-) Chemical compound [O-2].[O-2].[O-2].[Fe+3].[Fe+3] LIKBJVNGSGBSGK-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- NCNCGGDMXMBVIA-UHFFFAOYSA-L iron(ii) hydroxide Chemical compound [OH-].[OH-].[Fe+2] NCNCGGDMXMBVIA-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 1
- 229910052935 jarosite Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000004571 lime Substances 0.000 description 1
- 239000000463 material Substances 0.000 description 1
- 238000012986 modification Methods 0.000 description 1
- 230000004048 modification Effects 0.000 description 1
- 229910052763 palladium Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000002245 particle Substances 0.000 description 1
- 239000012071 phase Substances 0.000 description 1
- ACVYVLVWPXVTIT-UHFFFAOYSA-N phosphinic acid Chemical compound O[PH2]=O ACVYVLVWPXVTIT-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 229910052697 platinum Inorganic materials 0.000 description 1
- 230000002265 prevention Effects 0.000 description 1
- 238000005086 pumping Methods 0.000 description 1
- 229910052952 pyrrhotite Inorganic materials 0.000 description 1
- 238000007670 refining Methods 0.000 description 1
- 230000001105 regulatory effect Effects 0.000 description 1
- 229910052711 selenium Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000011669 selenium Substances 0.000 description 1
- 238000007873 sieving Methods 0.000 description 1
- HKZLPVFGJNLROG-UHFFFAOYSA-M silver monochloride Chemical compound [Cl-].[Ag+] HKZLPVFGJNLROG-UHFFFAOYSA-M 0.000 description 1
- YPNVIBVEFVRZPJ-UHFFFAOYSA-L silver sulfate Chemical compound [Ag+].[Ag+].[O-]S([O-])(=O)=O YPNVIBVEFVRZPJ-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 1
- 229910000367 silver sulfate Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000002893 slag Substances 0.000 description 1
- 239000002002 slurry Substances 0.000 description 1
- 239000011734 sodium Substances 0.000 description 1
- 229910052708 sodium Inorganic materials 0.000 description 1
- 235000017550 sodium carbonate Nutrition 0.000 description 1
- 229910000029 sodium carbonate Inorganic materials 0.000 description 1
- MNWBNISUBARLIT-UHFFFAOYSA-N sodium cyanide Chemical compound [Na+].N#[C-] MNWBNISUBARLIT-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 229910052938 sodium sulfate Inorganic materials 0.000 description 1
- 235000011152 sodium sulphate Nutrition 0.000 description 1
- 238000007711 solidification Methods 0.000 description 1
- 230000008023 solidification Effects 0.000 description 1
- 229910052714 tellurium Inorganic materials 0.000 description 1
- PORWMNRCUJJQNO-UHFFFAOYSA-N tellurium atom Chemical compound [Te] PORWMNRCUJJQNO-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 239000002562 thickening agent Substances 0.000 description 1
- UGZADUVQMDAIAO-UHFFFAOYSA-L zinc hydroxide Chemical class [OH-].[OH-].[Zn+2] UGZADUVQMDAIAO-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 1
- 229910001656 zinc mineral Inorganic materials 0.000 description 1
Images
Classifications
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B3/00—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes
- C22B3/04—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes by leaching
- C22B3/06—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes by leaching in inorganic acid solutions, e.g. with acids generated in situ; in inorganic salt solutions other than ammonium salt solutions
- C22B3/10—Hydrochloric acid, other halogenated acids or salts thereof
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B3/00—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes
- C22B3/20—Treatment or purification of solutions, e.g. obtained by leaching
- C22B3/42—Treatment or purification of solutions, e.g. obtained by leaching by ion-exchange extraction
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B11/00—Obtaining noble metals
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B15/00—Obtaining copper
- C22B15/0063—Hydrometallurgy
- C22B15/0065—Leaching or slurrying
- C22B15/0067—Leaching or slurrying with acids or salts thereof
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B15/00—Obtaining copper
- C22B15/0063—Hydrometallurgy
- C22B15/0065—Leaching or slurrying
- C22B15/0067—Leaching or slurrying with acids or salts thereof
- C22B15/0069—Leaching or slurrying with acids or salts thereof containing halogen
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B15/00—Obtaining copper
- C22B15/0063—Hydrometallurgy
- C22B15/0065—Leaching or slurrying
- C22B15/0067—Leaching or slurrying with acids or salts thereof
- C22B15/0071—Leaching or slurrying with acids or salts thereof containing sulfur
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B15/00—Obtaining copper
- C22B15/0063—Hydrometallurgy
- C22B15/0084—Treating solutions
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B15/00—Obtaining copper
- C22B15/0063—Hydrometallurgy
- C22B15/0084—Treating solutions
- C22B15/0089—Treating solutions by chemical methods
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B19/00—Obtaining zinc or zinc oxide
- C22B19/20—Obtaining zinc otherwise than by distilling
- C22B19/22—Obtaining zinc otherwise than by distilling with leaching with acids
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B19/00—Obtaining zinc or zinc oxide
- C22B19/20—Obtaining zinc otherwise than by distilling
- C22B19/26—Refining solutions containing zinc values, e.g. obtained by leaching zinc ores
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B23/00—Obtaining nickel or cobalt
- C22B23/04—Obtaining nickel or cobalt by wet processes
- C22B23/0407—Leaching processes
- C22B23/0415—Leaching processes with acids or salt solutions except ammonium salts solutions
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B23/00—Obtaining nickel or cobalt
- C22B23/04—Obtaining nickel or cobalt by wet processes
- C22B23/0407—Leaching processes
- C22B23/0415—Leaching processes with acids or salt solutions except ammonium salts solutions
- C22B23/0423—Halogenated acids or salts thereof
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B23/00—Obtaining nickel or cobalt
- C22B23/04—Obtaining nickel or cobalt by wet processes
- C22B23/0407—Leaching processes
- C22B23/0415—Leaching processes with acids or salt solutions except ammonium salts solutions
- C22B23/043—Sulfurated acids or salts thereof
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B23/00—Obtaining nickel or cobalt
- C22B23/04—Obtaining nickel or cobalt by wet processes
- C22B23/0453—Treatment or purification of solutions, e.g. obtained by leaching
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B3/00—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes
- C22B3/04—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes by leaching
- C22B3/06—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes by leaching in inorganic acid solutions, e.g. with acids generated in situ; in inorganic salt solutions other than ammonium salt solutions
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B3/00—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes
- C22B3/04—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes by leaching
- C22B3/06—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes by leaching in inorganic acid solutions, e.g. with acids generated in situ; in inorganic salt solutions other than ammonium salt solutions
- C22B3/08—Sulfuric acid, other sulfurated acids or salts thereof
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B3/00—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes
- C22B3/20—Treatment or purification of solutions, e.g. obtained by leaching
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B3/00—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes
- C22B3/20—Treatment or purification of solutions, e.g. obtained by leaching
- C22B3/26—Treatment or purification of solutions, e.g. obtained by leaching by liquid-liquid extraction using organic compounds
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B3/00—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes
- C22B3/20—Treatment or purification of solutions, e.g. obtained by leaching
- C22B3/26—Treatment or purification of solutions, e.g. obtained by leaching by liquid-liquid extraction using organic compounds
- C22B3/38—Treatment or purification of solutions, e.g. obtained by leaching by liquid-liquid extraction using organic compounds containing phosphorus
- C22B3/384—Pentavalent phosphorus oxyacids, esters thereof
- C22B3/3842—Phosphinic acid, e.g. H2P(O)(OH)
-
- 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
- Chemical & Material Sciences (AREA)
- Engineering & Computer Science (AREA)
- Organic Chemistry (AREA)
- Metallurgy (AREA)
- Mechanical Engineering (AREA)
- Materials Engineering (AREA)
- Manufacturing & Machinery (AREA)
- Geology (AREA)
- Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
- General Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
- Environmental & Geological Engineering (AREA)
- Geochemistry & Mineralogy (AREA)
- Inorganic Chemistry (AREA)
- Chemical Kinetics & Catalysis (AREA)
- General Chemical & Material Sciences (AREA)
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
- Extraction Or Liquid Replacement (AREA)
Abstract
Изобретение относится к гидрометаллургической обработке металлсодержащих руд или концентратов. Предложен способ извлечения никеля и кобальта из руды или концентрата. Способ включает стадию окисления руды или концентрата под давлением в присутствии кислорода и кислотного раствора, содержащего ионы галогенида, меди и сульфата, с получением содержащего никель и кобальт щелока из суспензии продуктов окисления под давлением. Щелок подвергают обработке селективным осаждением с получением твердого продукта, содержащего гидроокиси никеля и кобальта. Из твердого продукта аммониевым раствором выщелачивают никель и кобальт с получением содержащего никель и кобальт раствора и остатка. Никель и кобальт разделяют экстракцией растворителем. Из полученных при этом растворов электрохимическим путем можно извлекать никель и кобальт. Способ предусматривает также извлечение благородных металлов и других металлов, таких как медь, обеспечиваются снижение эксплуатационных и энергетических затрат и удешевление процесса. 3 с. и 72 з.п. ф-лы, 5 ил., 1 табл.
Description
Область техники, к которой относится изобретение
Настоящее изобретение относится к гидрометаллургической обработке металлсодержащих руд или концентратов, в частности, к извлечению металлов из сульфидных и латеритовых руд в присутствии ионов галогенов, таких как ионы хлора.
Настоящее изобретение относится к гидрометаллургической обработке металлсодержащих руд или концентратов, в частности, к извлечению металлов из сульфидных и латеритовых руд в присутствии ионов галогенов, таких как ионы хлора.
Уровень техники
В настоящее время промышленная обработка никелевых сульфидных руд осуществляется различными способами. Почти во всех этих способах первой стадией является физическое обогащение флотацией для увеличения содержания никеля обычно с 0,5 - 2,0% до 7 - 25%, т.е. получение концентрата. Последующую обработку такого концентрата обычно проводят пирометаллургическим способом (плавлением) для получения никелевого штейна или искусственного высококонцентрированного сульфида с содержанием никеля около 20 - 75%.
В настоящее время промышленная обработка никелевых сульфидных руд осуществляется различными способами. Почти во всех этих способах первой стадией является физическое обогащение флотацией для увеличения содержания никеля обычно с 0,5 - 2,0% до 7 - 25%, т.е. получение концентрата. Последующую обработку такого концентрата обычно проводят пирометаллургическим способом (плавлением) для получения никелевого штейна или искусственного высококонцентрированного сульфида с содержанием никеля около 20 - 75%.
Затем такой штейн, как правило, перерабатывают в никелесодержащие продукты гидрометаллургическим способом.
В настоящее время различные варианты способов, сочетающих в себе пирометаллургическую и гидрометаллургическую обработку никелевых концентратов, особенно, с различными модификациями гидрометаллургической обработки, успешно внедрены в массовое производство. Большинство способов позволяет попутно извлекать некоторое количество других сопутствующих металлов, таких как медь или кобальт. Кроме того, после выщелачивания остается остаток, который часто содержит благородные металлы, такие как золото и серебро, а также элементы группы платины, такие как платина и палладий, из которого впоследствии извлекаются содержащиеся в нем благородные металлы.
Такой схеме обработки присущи некоторые недостатки. Из них со стадией пирометаллургической обработки связаны следующие недостатки:
1. Плавление сопровождается образованием газов, содержащих двуокись серы, которую необходимо обрабатывать в установке для побочного производства серной кислоты, которую трудно сбывать удаленным потребителям. Капитальные и эксплуатационные затраты на такие установки оказывают влияние на общую экономичность процесса.
1. Плавление сопровождается образованием газов, содержащих двуокись серы, которую необходимо обрабатывать в установке для побочного производства серной кислоты, которую трудно сбывать удаленным потребителям. Капитальные и эксплуатационные затраты на такие установки оказывают влияние на общую экономичность процесса.
2. Потери никеля и, особенно, кобальта за счет отхода в шлак, образующийся при плавлении, часто превышают 50% от количества кобальта в сырьевом материале.
3. Сам процесс плавления является дорогостоящим, особенно, при низком содержании металла в концентрате (содержание никеля менее 10%).
4. Трудность обработки некоторых концентратов, содержащих вредные элементы, такие как магний и мышьяк.
Способы гидрометаллургической обработки никелевого штейна сильно различаются, однако все известные промышленные способы имеют один или несколько следующих недостатков:
1. Высокая стоимость необходимых для нейтрализации реагентов, таких как гидроокись натрия или аммиак.
1. Высокая стоимость необходимых для нейтрализации реагентов, таких как гидроокись натрия или аммиак.
2. Большой выход побочных продуктов, таких как сернокислый аммоний или сернокислый натрий, сбыт которых затруднителен.
3. Высокая энергоемкость, обусловленная большими изменениями температуры в процессе гидрометаллургической обработки.
4. Сложная технологическая схема, определяющая высокие капитальные и эксплуатационные затраты.
Известен способ чисто гидрометаллургической обработки концентратов без их плавления, представляющий собой альтернативу общепринятой схеме смешанной пирометаллургической/гидрометаллургической обработки, описанной выше. Этот способ сводится к аммиачному выщелачиванию под давлением. Использование такого способа позволяет избавиться от большинства недостатков, связанных с процессами плавления, но, к сожалению, не устраняет ни одного из вышеперечисленных недостатков гидрометаллургической обработки. В действительности, он даже уступает по эффективности лучшим комбинированным пирометаллургическим/гидрометаллургическим технологиям.
Медные или никелевые сульфидные руды также часто содержат другие металлы, например, кобальт, благородные металлы, такие как золото и серебро, а также металлы группы платины. Поскольку эти руды обычно являются бедными по отношению к содержанию меди и никеля, а также отличаются высоким содержанием серы относительно содержания меди и никеля (S:Cu, S:Ni), то рентабельное извлечение из них меди, никеля и кобальта является весьма проблематичным. Некоторые сульфидные руды содержат настолько мало меди и никеля, что для обеспечения рентабельности производства необходимо извлекать из руды благородные металлы в большом количестве. Из-за содержания в некоторых рудах пирита извлечение золота обычным цианированием часто бывает затруднено, что также делает обработку руды неэкономичной.
Настоящее изобретение относится к способу гидрометаллургического извлечения меди, никеля, кобальта и других металлов из сульфидных руд, а также к способу гидрометаллургического извлечения никеля и кобальта из латеритовых руд.
Сущность изобретения
Объектом изобретения является способ извлечения из металлсодержащей руды или концентрата металла, отличного от меди, включающий в себя стадию окисления руды или концентрата под давлением в присутствии кислорода и кислотного раствора, содержащего ионы галогена и источник ионов бисульфатов или сульфатов для получения раствора названного отличного от меди металла, в котором названный источник ионов бисульфатов или сульфатов выбирают из группы, содержащей серную кислоту и сульфат металла, гидролизующийся в названном кислотном растворе.
Объектом изобретения является способ извлечения из металлсодержащей руды или концентрата металла, отличного от меди, включающий в себя стадию окисления руды или концентрата под давлением в присутствии кислорода и кислотного раствора, содержащего ионы галогена и источник ионов бисульфатов или сульфатов для получения раствора названного отличного от меди металла, в котором названный источник ионов бисульфатов или сульфатов выбирают из группы, содержащей серную кислоту и сульфат металла, гидролизующийся в названном кислотном растворе.
Кроме того, согласно изобретению предложен способ извлечения никеля и кобальта из руды или концентрата, включающий в себя стадии окисления руды или концентрата под давлением в присутствии кислорода и кислотного раствора, содержащего ионы галогенида, меди и сульфата, с получением жидкости, содержащей никель и кобальт, из суспензии, полученной окислением под давлением селективным осаждением с получением твердого продукта, содержащего гидроокиси никеля и кобальта, выщелачивания никеля и кобальта из твердого продукта аммониевым раствором с получением щелока, содержащего никель и кобальт и остатка.
Предложенный способ дополнительно может включать в себя стадию кислотной промывки остатка с получением промывного раствора, содержащего никель и кобальт, и остатка, направляемого в отходы, и стадию рециркуляции промывного раствора на стадию селективного осаждения или, в альтернативном варианте, на стадию обработки промывного раствора, с целью извлечения из него никеля и кобальта.
Селективное осаждение может включать в себя стадию осаждения при pH около 5 - 6, содержащихся в жидкости железа, меди или цинка, и стадию осаждения из полученного раствора при pH около 7 - 8 твердого продукта, содержащего гидроокись никеля и кобальта.
Жидкость, содержащая никель и кобальт, может быть получена нейтрализацией суспензии продуктов окисления под давлением при заданном значении pH, при котором присутствующие в суспензии медь, железо или цинк находятся в твердой фазе, а никель и кобальт - в растворе. В альтернативном варианте жидкость, содержащая никель и кобальт, может быть получена нейтрализацией суспензии продуктов окисления под давлением при заданном значении pH, при котором никель и кобальт находятся в твердой фазе, и кислотным извлечением никеля и кобальта из твердой фазы с получением раствора, содержащего никель и кобальт.
Предложенный способ также может включать в себя стадию регулирования концентрации никеля в растворе, из которого его извлекают, до максимального значения в пределах около 3-25 г/л, предпочтительно, от 8 до 15 г/л, и, наиболее предпочтительно, около 10 г/л.
Для извлечения никеля и кобальта можно использовать раствор сернокислого аммония. Концентрация сернокислого аммония в растворе может находиться в пределах около 150 - 250 г/л, предпочтительно, около 200 г/л.
Согласно изобретению предложен также способ извлечения никеля и кобальта из концентрата, содержащего гидроокиси никеля и кобальта, включающий в себя стадии выщелачивания концентрата никеля и кобальта аммониевым раствором с получением содержащего никель и кобальт выщелачивающего раствора и остатка, и регулирования концентрации никеля в выщелачивающем растворе до максимального значения около 3 - 25 г/л.
Термин "концентрат" в данном описании относится к любому материалу, в котором содержание металла в массовых процентах увеличено по сравнению с добываемой рудой, и включает в себя искусственные сульфидные руды, например, штейн, и металлосодержащие вещества, осажденные в твердом виде, например, гидроокиси и сульфиды.
Другие задачи и преимущества изобретения станут очевидными из приведенного ниже описания предпочтительных вариантов его осуществления.
Перечень фигур чертежей
Ниже описываются примеры осуществления изобретения со ссылками на следующие чертежи:
на фиг. 1 изображена технологическая схема предложенного способа гидрометаллургического извлечения металла;
на фиг. 2 представлена технологическая схема, более подробно поясняющая стадии способа, отображенного на фиг. 1, относящиеся к экстракции растворителем;
на фиг. 3a и 3b показана технологическая схема другого варианта предложенного способа, касающегося извлечения благородных металлов;
на фиг. 4 приведена технологическая схема еще одного варианта предложенного способа гидрометаллургического извлечения металла.
Ниже описываются примеры осуществления изобретения со ссылками на следующие чертежи:
на фиг. 1 изображена технологическая схема предложенного способа гидрометаллургического извлечения металла;
на фиг. 2 представлена технологическая схема, более подробно поясняющая стадии способа, отображенного на фиг. 1, относящиеся к экстракции растворителем;
на фиг. 3a и 3b показана технологическая схема другого варианта предложенного способа, касающегося извлечения благородных металлов;
на фиг. 4 приведена технологическая схема еще одного варианта предложенного способа гидрометаллургического извлечения металла.
Сведения, подтверждающие возможность осуществления изобретения
Предложенный способ предназначен для обработки медных руд, в частности, медных сульфидных руд, которые также содержат никель и/или кобальт, или никелевых и кобальтовых сульфидных руд с незначительным содержанием меди, а также окисных никелевых и кобальтовых (латеритовых) руд. Кроме того, этот способ может быть использован для обработки никелевых и кобальтовых руд с содержанием других элементов, часто считающихся вредными, таких как магний, мышьяк и цинк, или с содержанием ценных элементов, извлечение которых является целесообразным, таких как благородные металлы - золото и серебро, а также металлы группы платины.
Предложенный способ предназначен для обработки медных руд, в частности, медных сульфидных руд, которые также содержат никель и/или кобальт, или никелевых и кобальтовых сульфидных руд с незначительным содержанием меди, а также окисных никелевых и кобальтовых (латеритовых) руд. Кроме того, этот способ может быть использован для обработки никелевых и кобальтовых руд с содержанием других элементов, часто считающихся вредными, таких как магний, мышьяк и цинк, или с содержанием ценных элементов, извлечение которых является целесообразным, таких как благородные металлы - золото и серебро, а также металлы группы платины.
Подвергаемая обработке руда или концентрат может содержать один или несколько сульфидных минералов основных металлов: меди, никеля, кобальта, цинка, часто встречающихся в сочетании с железом и иногда с другими элементами, такими как мышьяк, сурьма, серебро и т.д.
Характерными сульфидными минералами перечисленных выше основных металлов являются:
среди медных минералов: халькозит - Cu2S, халькопирит - CuFeS2,
среди никелевых минералов: миллерит - NiS, пентландит - (Ni,Fe)9S8,
среди кобальтовых минералов: линнеит - Co3S4, кобальтит - (Co,Fe)AsS,
среди цинковых минералов: сфалерит - ZnS, марматит - (Zn, Fe)S.
среди медных минералов: халькозит - Cu2S, халькопирит - CuFeS2,
среди никелевых минералов: миллерит - NiS, пентландит - (Ni,Fe)9S8,
среди кобальтовых минералов: линнеит - Co3S4, кобальтит - (Co,Fe)AsS,
среди цинковых минералов: сфалерит - ZnS, марматит - (Zn, Fe)S.
В этом контексте отношение металла к сере (Me:S) является отношением общего количества основных металлов (Cu, Ni, Со, Zn) к количеству серы в концентрате и определяет степень обогащения концентрата.
Обычно значение отношения Me:S колеблется от 1,5 - для высокообогащенных концентратов, до 0,2 - для бедных концентратов. Для преимущественно никелевых и кобальтовых концентратов значение отношения Me:S чаще попадает в нижнюю область указанного интервала - от 0,2 до 0,8 (железо в этих расчетах не учитывалось специально, хотя оно присутствует практически во всех сульфидных концентратах).
Значимость отношения Me:S с точки зрения предложенного способа состоит в том, что оно влияет на химические процессы на начальной стадии окисления под давлением.
Предложенный способ может быть использован в различных вариантах для обработки ряда никелевых и кобальтовых концентратов, в которых отношение Me: S может быть различным: от низкого до высокого, находясь в указанных выше пределах. Однако помимо этого отношения существует еще один важный показатель, который необходимо принимать во внимание, - это степень окисления серы (до сульфата) в процессе окисления под давлением. Содержащаяся в концентрате сера во время окисления под давлением превращается либо в элементарную серу So (в случае, когда окисление серы не происходит), либо окисляется до сульфата (SO4 -). Обычно около 70 - 95% серы не окисляется и превращается в элементарную серу. Другими словами, степень окисления серы (до сульфата) обычно колеблется от 5 до 30%. Уменьшение степени окисления серы считается выгодным, и такое уменьшение является важной задачей предложенного способа. Уменьшению степени окисления серы способствует введение на стадии окисления под давлением источника сульфатов или бисульфатов, таких как серная кислота.
Значимость окисления серы заключается в том, что при этом образуется кислота, которая, при необходимости, должна быть нейтрализована и которая влияет на распределение меди, железа и других элементов в суспензии продуктов, полученных окислением под давлением. В более кислых суспензиях (с низким pH) медь содержится в растворенном состоянии, а в менее кислых суспензиях (с высоким pH) медь содержится в твердой форме как основная сернокислая медь.
Технологическая схема способа, представленная на фиг. 1, соответствует общему случаю - концентратам с низким значением отношения Me:S и/или низкой степенью окисления серы. Эта технологическая схема обозначена как режим С. На стадии окисления 12 под давлением образуется достаточно много кислоты, которую необходимо нейтрализовать гашеной известью на последующих стадиях автоклавирования. Стадия нейтрализации обозначена на фиг. 1 номером 501. Без такой нейтрализации суспензия продуктов окисления под давлением имела бы низкий pH, что привело бы к растворению значительного количества железа, а также почти всей меди.
Существенным признаком предложенного способа является то, что суспензия продуктов окисления под давлением содержит минимальное количество растворенного железа (менее 100 частей на миллион частей раствора) и, примерно, 1 - 5 г/л растворенной меди. Путем регулирования количества гашеной извести, добавляемой на стадии нейтрализации 501, эти показатели могут быть достигнуты, даже если концентраты имеют низкое отношение Me:S, а степень окисления серы является довольно высокой, например, 15 - 30%. Характерным представителем этого класса концентратов является смесь минералов типа пентландита и пирита.
Вместе с тем, в случае концентратов с высоким значением отношения Me:S и/или низкой степенью окисления серы в процессе окисления 12 под давлением кислота образуется в меньших количествах, и для получения суспензии продуктов окисления под давлением с желательным низким содержанием растворенных железа и меди нейтрализация 501 может не потребоваться. Этот вариант способа назван режимом А и описывается ниже со ссылками на фиг. 4. Характерным представителем этого класса концентратов является смесь минералов типа пентландита/халькопирита/пирротита.
В режиме А количество кислоты, расходуемой в процессе окисления под давлением на другие химические реакции, более чем достаточно для использования всей кислоты, образующейся при окислении серы.
Примеры параметров режимов А и С, требуемых для обработки двух различных концентратов, приведены в таблице.
Таким образом, для первого концентрата с 14%-ным содержанием никеля степень окисления серы во время окисления под давлением составила всего лишь 6%, поэтому его обработка проводилась в режиме А, тогда как второй концентрат, из-за более высокой степени окисления серы (15%), потребовал использования режима С.
Пример 1
Ниже рассматриваются режим и способа со ссылками на фиг. 1.
Ниже рассматриваются режим и способа со ссылками на фиг. 1.
Сначала руду или концентрат подвергают окислению 12 под давлением в автоклаве в присутствии кислотного раствора, содержащего ионы сульфатов, хлоридов и меди. В данном примере концентрация введенной в автоклав серной кислоты составляет около 40 г/л, а содержание в растворе хлоридов - примерно 10 - 12 г/л. Температура составляет, обычно, от около 90 до около 160oC, при парциальном давлении кислорода в пределах около 200 - 2000 кПа. Время выдерживания составляет, примерно, от около 0,5 до 5 часов и находится в обратной зависимости от температуры, а процесс окисления под давлением обычно проводят в автоклаве, работающем в непрерывном режиме. Однако при необходимости процесс может быть осуществлен в периодическом режиме.
Нейтрализацию 501 осуществляют путем подкачивания в последние один или два отсека автоклава, расположенные со стороны выхода из него, суспензии гашеной извести с концентрацией твердого вещества в воде 10 - 20%.
После окисления 12 под давлением образовавшуюся в автоклаве суспензию выпускают через один или несколько испарительных баков 22 для снижения давления до атмосферного и понижения температуры до 90 - 100oC.
Затем суспензию охлаждают и подвергают фильтрации 24, разделяя на жидкий фильтрат 29 продукта окисления под давлением и твердый остаток (фильтровальный осадок продукта окисления под давлением).
Стадию нейтрализации 501 проводят с целью осаждения в фильтровальный осадок продукта окисления под давлением растворимой меди, которая в противном случае осталась бы в фильтрате 29 продукта окисления под давлением. Таким образом, нейтрализация 501 может быть использована для снижения содержания меди в фильтрате 29 обычно до уровня 1-5 г/л, что облегчает последующее удаление меди из раствора. Кроме того, нейтрализация 501 способствует снижению содержания железа в фильтрате 29 продукта окисления под давлением. Вместе с тем, при добавлении гашеной извести предпочтительно вводить ее в не слишком большом количестве с тем, чтобы не осадить никель/кобальт. Установлено, что для наиболее полного удаления меди при минимальном осаждении никеля и кобальта гашеную известь нужно добавлять в таком количестве, при котором pH фильтрата 29 продукта окисления под давлением составляет, примерно, около 3 - 4.
С целью извлечения меди и наибольшего уменьшения содержания ионов [Cu2+] в рафинате 63, обычно до 100 частей на миллион частей, фильтрат 29 продукта окисления под давлением обычно подвергают экстракции 50 растворителем, особенно если сырьевой концентрат отличается значительным содержанием меди. Кроме того, фильтровальный осадок продукта окисления под давлением для извлечения меди подвергают атмосферному извлечению 14 в растворе, который подвергнут экстракции меди растворителем 16. Извлечение 14 проводят с использованием рафината 120 от экстракции меди растворителем 16, являющегося разбавленной серной кислотой с концентрацией, примерно, 3 - 20 г/л. Кроме того, извлечение 14 помогает вымыванию захваченного раствора, содержащего любые никелевые и кобальтовые компоненты, из фильтровального осадка продукта окисления под давлением. Эти компоненты, накапливающиеся в потоке 51, могут быть извлечены на основе процеживания (например, в объеме 1 - 10% потока в зависимости от концентрации) путем осаждения при значении pH от 7 до 8 гашеной известью в виде гидроокисей никеля и кобальта, в условиях, аналогичных условиям осаждения 506, рассматриваемого ниже. Затем смешанные гидроокиси никеля и кобальта могут быть отфильтрованы и возвращены на стадию 500 очистки, описываемую ниже.
Полученная в результате извлечения суспензия 31 трудно поддается фильтрованию, поэтому разделение жидкой и твердой фаз осуществляют, пропуская суспензию через ряд сгустителей, в которых осуществляется цикл противоточной декантации 34. Воду от промывки выделяют из части рафината, полученного на стадии экстракции растворителем 16, разделенного на стадии 36 и нейтрализованного с целью удаления кислоты на стадии 46 с использованием известняка. Суспензию со стадии нейтрализации 46 на стадии 48 фильтруют, разделяя на гипсовый остаток и жидкость 51, повторно используемую для промывки.
Насыщенный экстрагент со стадий 50 и 16 экстракции растворителем подвергают очистке 44, после чего отправляют на электрохимическое извлечение 20 меди.
Стадии 50 и 16 экстракции меди растворителем проводят с использованием общего экстрагента, что наглядно показано на фиг. 2, где штрихами обозначена рециркуляция органического экстрагента после очистки 44 от меди. Очистку 44 от меди проводят поступающими со стадии электрохимического извлечения 20 отработанной кислотой или электролитом 55, получая при этом чистый раствор сернокислой меди или насыщенный медью электролит 57, который затем направляют на стадию 20 электрохимического извлечения. При этом может быть использован любой подходящий экстрагент меди, способный селективно удалять медь из кислотного раствора, содержащего также никель, кобальт, цинк и железо. Подходящим экстрагентом является гидроксиоксим, например, типа реагентов LIX 84TM или LIX 864TM, производимых корпорацией Henkel Corporation.
Даже в том случае, когда руда или концентрат не содержат много меди, окисление 12 под давлением выгодно проводить в присутствии ионов меди (например, в количестве 5 - 10 г/л). Можно добавить ионы меди в форме соли, например, сернокислой меди или хлористой меди. Затем проводят экстракцию меди растворителем и очистку, но электрохимическое извлечение 20 не проводят, а насыщенную ионами меди жидкость, полученную при очистке 44 органического экстрагента, возвращают на стадию окисления под давлением 12. Согласно другому варианту возможно добавление медного концентрата, при этом медь может быть либо рециркулирована после ее экстракции растворителем и очистки или она может быть извлечена электрохимическим путем. Это также относится к случаю, когда обрабатывается латеритовая руда.
Рафинат 63 подвергают очистке 500 с целью приготовления раствора никеля и кобальта, не содержащего таких элементов, как железо, цинк и медь, которые затрудняют проведение последующих стадий экстракции растворителем и электрохимического извлечения никеля и кобальта. Очистку 500 проводят путем осаждения остатков меди, железа и цинка за счет добавления гашеной извести и рециркулированной гидроокиси магния. Обычно питающий раствор, подаваемый для очистки 500, содержит медь и железо, а также цинк и магний, присутствующие в концентрате в каком-либо виде. Осаждение 500 осуществляют при значении pH около 5-6, в результате чего, в идеальном случае, в растворе остается не более одной миллионной доли цинка, одной миллионной доли меди и одной миллионной части железа. Также большое значение имеет недопущение чрезмерного осаждения никеля и кобальта. Для этого тщательно регулируют pH, т.е. не позволяют ему подняться слишком высоко. Установлено, что с этой точки зрения целесообразно применять рециркулированную гидроокись магния.
Продукт, полученный после осаждения 500, подвергают разделению 502 на жидкую и твердую фазы. Медь, железо и цинк, осаждаемые в виде гидроокисей, могут быть подвергнуты повторной обработке путем промывки разбавленной кислотой или выщелачивания 503, в частности - для извлечения никеля и кобальта. Продукт со стадии кислотной промывки 503 подвергают разделению 505 на жидкую и твердую фазы, после которого остаются, в основном, гидроокиси меди, железа и цинка, что позволяет вывести цинк из системы. Жидкую фазу 504, выделенную на стадии разделения 505, возвращают на стадию окисления под давлением 12.
Если содержание цинка достаточно велико, гидроокиси меди, железа и цинка могут еще раз быть подвергнуты выщелачиванию разбавленной кислотой с целью селективного извлечения цинка. В крайнем случае цинк можно, при необходимости, экстрагировать растворителем.
Содержание никеля, кобальта и магния в растворе после осаждения 500 зависит от состава концентрата. В зависимости от состава минералов возможно, что большая часть содержащегося в концентрате магния перейдет в раствор на стадии окисления под давлением 12. Так, для никелевого/кобальтового концентрата, содержащего, к примеру, 20% никеля и 5% магния, содержание никеля и магния в растворе после осаждения 500 обычно составляет 30 и 6 г/л, соответственно. В случае латеритовой руды содержание магния будет большим.
Раствор, полученный на стадии 502 разделения жидкой и твердой фаз, подвергают селективному осаждению 506, при котором никель и кобальт осаждаются в виде гидроокисей или карбонатов, с использованием подходящего нейтрализатора, например, гашеной извести, кальцинированной соды, аммиака или каустической соды. Эту стадию проводят при pH, примерно, 7 - 8 с минимальным осаждением гидроокиси магния. Среди нейтрализаторов предпочтение отдается гашеной извести ввиду ее относительно невысокой стоимости, а также поскольку она не вводит в раствор новых катионов, таких как катионы натрия или аммония.
Нейтрализация гашеной известью выражается следующим уравнением:
NiSO4 (водн.) + Ca(ОН)2 = Ni(OH)2 (тв.) + CaSO4 • 2H2O (тв.) (гипс) (1)
Аналогичным образом реагируют CoSO4 и MgSO4, образуя Co(OH)2 и Mg(ОН)2 соответственно.
NiSO4 (водн.) + Ca(ОН)2 = Ni(OH)2 (тв.) + CaSO4 • 2H2O (тв.) (гипс) (1)
Аналогичным образом реагируют CoSO4 и MgSO4, образуя Co(OH)2 и Mg(ОН)2 соответственно.
Нейтрализация каустической содой (NaOH) выражается следующим уравнением:
NiSO4 (водн.) + NaOH = Ni(OH)2 (тв.) + NaSO4(водн.) (2)
При этом важно, чтобы в осажденной твердой фазе присутствовало некоторое количество магния, который способствует разделению никеля и кобальта, как описывается ниже. Установлено, что целесообразно использовать двухстадийный процесс противоточного осаждения.
NiSO4 (водн.) + NaOH = Ni(OH)2 (тв.) + NaSO4(водн.) (2)
При этом важно, чтобы в осажденной твердой фазе присутствовало некоторое количество магния, который способствует разделению никеля и кобальта, как описывается ниже. Установлено, что целесообразно использовать двухстадийный процесс противоточного осаждения.
В некоторых случаях целесообразным является осаждение, например, каустической содой или аммиаком, не сопровождающееся образованием твердого побочного продукта (гипс), благодаря чему никелевый осадок получается более концентрированным и не содержит кальций.
Продукт со стадии осаждения 506 подвергают разделению 508 на жидкую и твердую фазы.
Жидкость, полученную на стадии 508 разделения жидкой и твердой фаз, подвергают осаждению 510, предпочтительно снова гашеной известью, по указанным выше причинам, осаждая дополнительное количество магния, если это требуется, для предотвращения накопления магния в системе. Продукт со стадии осаждения 510 подвергают разделению на жидкую и твердую фазы 512. Выделенная на этой стадии 512 твердая фаза представляет собой побочный продукт - гидроокись магния 514. Как было отмечено выше, некоторое количество этого побочного продукта 514 возвращают для использования на стадии осаждения 500. Жидкость, полученную при разделении 512 жидкой и твердой фаз, возвращают на стадию окисления под давлением 12 (рециркулирующий поток жидкости обозначен номером 516).
Твердый гидроокисный осадок, содержащий никель и кобальт, выщелачивают (стадия 518) аммониевым раствором при pH около 6 - 8.
Таким аммониевым раствором может быть раствор сернокислого аммония или углекислого аммония, при этом первый зарекомендовал себя более предпочтительным, так как он имеет меньшее значение pH, обеспечивая тем самым лучшее разделение кобальта и никеля в растворе. Кроме того, сернокислый аммоний отличается меньшим давлением насыщенного аммиачного пара, при использовании сернокислого аммония, кроме того, лучше происходит извлечение никеля и кобальта. В данном примере используют раствор сернокислого аммония с концентрацией 200 г/л.
Протекающие на стадии выщелачивания 518 реакции, в результате которых образуются растворимые диаминосульфаты никеля и кобальта, выражаются следующими уравнениями:
(NH4)2SO4 + Ni(OH)2 = Ni(NH3)2SO4 + 2H2O (3)
(NH4)2S04 + Co(OH)2 = Co(NH3)2CO4 + 2H2O (4)
Присутствующий в твердой фазе магний также растворяется в процессе следующей реакции:
(NH4)2SO4 + Mg(OH)2 = MgSO4 + 2H2O + 2NH3 (5)
Проводя выщелачивание 518, не стремятся к 100%-ному переводу никеля и кобальта в твердое состояние, удовлетворяясь выщелачиванием 90 - 99% никеля и кобальта. Это позволяет проводить выщелачивание 518 при низком pH, а не при более высоком pH около 9, как потребовалось бы для 100%-ного выщелачивания. Для достижения такого более высокого значения pH требуется введение наряду с сернокислым аммонием аммиака в качестве второго реагента.
(NH4)2SO4 + Ni(OH)2 = Ni(NH3)2SO4 + 2H2O (3)
(NH4)2S04 + Co(OH)2 = Co(NH3)2CO4 + 2H2O (4)
Присутствующий в твердой фазе магний также растворяется в процессе следующей реакции:
(NH4)2SO4 + Mg(OH)2 = MgSO4 + 2H2O + 2NH3 (5)
Проводя выщелачивание 518, не стремятся к 100%-ному переводу никеля и кобальта в твердое состояние, удовлетворяясь выщелачиванием 90 - 99% никеля и кобальта. Это позволяет проводить выщелачивание 518 при низком pH, а не при более высоком pH около 9, как потребовалось бы для 100%-ного выщелачивания. Для достижения такого более высокого значения pH требуется введение наряду с сернокислым аммонием аммиака в качестве второго реагента.
Следующая возникающая при этом проблема заключается в том, что известный или промышленно производимый экстрагент кобальта неэффективен при таком высоком pH. Этот экстрагент разлагается и не действует селективно по отношению к никелю. По этой причине в первую очередь необходимо экстрагировать никель, а не кобальт, что потребовало бы затем снижения pH за счет введения еще одного реагента, такого как кислота, что, в свою очередь, означало бы образование в качестве побочного продукта сернокислого аммония и расход в качестве реагента аммиака. Еще одна сопутствующая проблема состоит в том, что перед проведением экстракции никеля растворителем необходимо, во избежание экстракции кобальта вместе с никелем, сначала окислить кобальт до валентности +3. Достижение такой степени окисления затруднительно в количественном отношении. Следовательно, это дополнительно усложняет процесс. Кроме того, после экстракции никеля кобальт необходимо восстановить из состояния Co3+ обратно в состояние Co2+, что является в такой же мере труднодостижимым.
Для того чтобы обойти эти проблемы, предложенный в настоящем изобретении способ предусматривает проведение выщелачивания 518 при pH около 6 - 8 с последующей промывкой 520 полученной твердой фазы разбавленным раствором сернокислого аммония, как описывается ниже.
Еще одной особенностью способа является то, что концентрацию ионов никеля в растворе в процессе выщелачивания поддерживают на относительно низком уровне, максимально не более 25 г/л, предпочтительно около 3-10 г/л. Установлено, что это позволяет достигнуть лучшего извлечения никеля при выщелачивании 518. При известном содержании никеля в твердой фазе можно рассчитать объем жидкости, необходимый для достижения желаемой концентрации никеля. Продукт со стадии выщелачивания 518 разделяют на жидкую и твердую фазы (стадия 522).
Из выделенной на стадии 522 жидкости экстрагируют растворителем кобальт при pH 6-8 (стадия 534), получая при этом содержащий кобальт экстрагент и рафинат, из которого затем экстрагируют растворителем магний (стадия 536), получая содержащий магний экстрагент и рафинат, из которого затем экстрагируют растворителем никель (стадия 538), получая содержащий никель экстрагент и рафинат.
Рафинат со стадии экстракции никеля растворителем 538 возвращают на стадию выщелачивания 518.
Твердый продукт со стадии разделения жидкой и твердой фаз 522 подвергают репульпации или промывают (стадия 520) способом, как описано выше, когда осуществляют промывку твердой фазы раствором сернокислого аммония. Этот раствор сернокислого аммония является слабым, его концентрация составляет около 10% от концентрации раствора, используемого для выщелачивания 518. Это происходит вследствие вымывания захваченного раствора сернокислого аммония из твердой фазы на стадии промывки 520.
Продукт репульпации 520 разделяют на жидкую и твердую фазы (стадия 524), и выделенную твердую фазу промывают водой. Из промывных вод и жидкости со стадии разделения жидкой и твердой фаз 524 снова экстрагируют кобальт растворителем (стадия 526), получая при этом содержащий кобальт экстрагент и рафинат, из которого затем экстрагируют растворителем магний (стадия 527), получая содержащий магний экстрагент и рафинат, из которого затем экстрагируют растворителем никель (стадия 528), получая содержащий никель экстрагент и конечный рафинат, возвращаемый на стадию репульпации 520.
Для компенсации количества воды, вводимой в процессе промывки водой на стадии фазового разделения 524, конечный рафинат отбирают, добавляя его к рафинату концентрированного сернокислого аммония, полученному на стадии экстракции никеля растворителем (стадия 538). С этой целью в циркуляционную систему концентрированного раствора сернокислого аммония введена стадия выпаривания 539 для компенсации добавления рафината слабого сернокислого аммония.
На всех стадиях экстракции кобальта растворителем 534, 526, экстракции магния растворителем 536, 527 и экстракции никеля растворителем 538, 528, как и в случае стадий экстракции меди растворителем 50, 16, используют общий экстрагент.
Установлено, что экстракцию как кобальта, так и магния целесообразно проводить с использованием в качестве экстрагента органической фосфорной кислоты, предпочтительно, фосфиновой кислоты, такой как Cyanex 272TM, производства компании Cyanamid Inc., содержащий бис-2,4,4- триметилпентилфосфиновую кислоту. Для экстракции никеля целесообразно использовать экстрагент на основе гидроксиоксима, такой как LIX 84TM, производства корпорации Henkel Corp.
Соответствующие экстрагенты, содержащие кобальт, никель и магний, очищают специальными водными растворами для удаления захваченного ими раствора сернокислого аммония, а затем подвергают очистке разбавленной кислотой, получая на выходе чистые насыщенные растворы кобальта и никеля и насыщенный магнием щелочной раствор, содержащий кобальт и никель в небольших количествах. Растворы кобальта и никеля отправляют на стадии электрохимического извлечения кобальта и никеля 530 и 532, соответственно.
Перед очисткой содержащий кобальт экстрагент очищают раствором кобальтового концентрата, выделенного из насыщенного раствора кобальта, направляемого на стадию электрохимического извлечения кобальта, и/или раствором концентрата магния, выделенного из насыщенного магнием раствора. Это делают для облегчения удаления никеля, который может присутствовать в содержащем кобальт экстрагенте. Аналогичным образом содержащий магний экстрагент можно очищать раствором магниевого концентрата, выделенного из насыщенного магнием щелочного раствора.
Установлено, что для хорошего отделения кобальта от никеля во время экстракции кобальта растворителем и экстракции никеля растворителем целесообразно наличие некоторого количества магния в питающем растворе, подаваемом для экстракции кобальта растворителем. Обычно отношение содержания кобальта к содержанию никеля в растворе соответствует аналогичному соотношению, наблюдаемому в сырьевом питающем концентрате (как правило, 1:30). Это означает, что при концентрации никеля 10 г/л концентрация кобальта обычно равна 0,33 г/л. Как на стадии экстракции кобальта растворителем 534, так и на стадии экстракции магния растворителем 536 используют один и тот же экстрагент. Этот экстрагент является более селективным по отношению к кобальту, чем магнию, и более селективным по отношению к магнию, чем к никелю. Во время экстракции кобальта растворителем 534 количество используемого экстрагента ограничивают с целью полного насыщения ионами кобальта и в меньшей степени - ионами магния, что препятствует экстракции никеля. Во время экстракции магния растворителем 536 экстрагент полностью насыщен, главным образом, ионами магния, в меньшей степени - ионами кобальта, а также может содержать небольшое количество ионов никеля. Впоследствии ионы никеля и кобальта извлекают, возвращая насыщенный магнием раствор на стадию осаждения никеля и кобальта 506, как показано стрелкой 543.
Кроме того, установлена целесообразность поддержания равной концентрации магния и кобальта, хотя она может изменяться в значительных пределах, например, от 1:5 до 5:1.
Преимущество присутствия магния заключается в том, что:
- уменьшается количество никеля, экстрагируемого на стадии экстракции кобальта растворителем;
- обеспечивается высокая, т.е. превышающая 90%, степень извлечения кобальта;
- обеспечивается высокое, т.е. превышающее 1000:1, отношение кобальта к никелю в продукте извлечения кобальта.
- уменьшается количество никеля, экстрагируемого на стадии экстракции кобальта растворителем;
- обеспечивается высокая, т.е. превышающая 90%, степень извлечения кобальта;
- обеспечивается высокое, т.е. превышающее 1000:1, отношение кобальта к никелю в продукте извлечения кобальта.
В случае отсутствия магния приходится мириться с ухудшением эффективности экстракции кобальта растворителем, в частности:
- с побочной экстракцией некоторого количества никеля вместе с кобальтом;
- с неполным извлечением кобальта;
- со слишком низким отношением кобальта к никелю в продукте извлечения кобальта.
- с побочной экстракцией некоторого количества никеля вместе с кобальтом;
- с неполным извлечением кобальта;
- со слишком низким отношением кобальта к никелю в продукте извлечения кобальта.
В случае присутствия магния на стадии экстракции кобальта растворителем можно оставить неизвлеченным некоторое количество кобальта (т.е. 5 - 10%) и извлечь его уже в процессе экстракции магния растворителем. Продуктами экстракции магния растворителем являются:
- содержащий некоторое количество магния, никеля и кобальта насыщенный щелок со стадии очистки, подлежащий рециркуляции;
- содержащий магний рафинат с очень низким, т.е. около одной миллионной доли, содержанием кобальта, позволяющий проводить последующую экстракцию никеля растворителем с получением очень хорошего отношения никеля к кобальту в насыщенном никелем щелоке, подаваемом на стадию электрохимического извлечения никеля. Как следствие, обеспечивается очень высокая степень чистоты никелевых и кобальтовых катодов.
- содержащий некоторое количество магния, никеля и кобальта насыщенный щелок со стадии очистки, подлежащий рециркуляции;
- содержащий магний рафинат с очень низким, т.е. около одной миллионной доли, содержанием кобальта, позволяющий проводить последующую экстракцию никеля растворителем с получением очень хорошего отношения никеля к кобальту в насыщенном никелем щелоке, подаваемом на стадию электрохимического извлечения никеля. Как следствие, обеспечивается очень высокая степень чистоты никелевых и кобальтовых катодов.
С целью извлечения захваченного никеля и кобальта твердую фазу, выделенную на стадии разделения жидкой и твердой фаз 524, промывают (стадия 540) разбавленной кислотой, возвращаемой на стадию осаждения 500. Твердые хвосты от разделения 542 жидкой и твердой фаз отправляют в отходы.
Установлено, что выщелачивание 518 гидроокисного осадка, содержащего никель и кобальт, и экстракцию растворителем никеля и кобальта целесообразно проводить при температурах от около 30 до около 60oC, предпочтительно, от около 40 до около 50oC.
Далее со ссылками на фиг. 3A и 3B описывается извлечение благородных металлов, таких как золото и серебро. Этот процесс включает в себя обработку показанного на фиг. 1 потока конечных остатков 35. Благородные металлы не переходят в щелок на стадии окисления под давлением 12, а остаются в твердом остатке 35, остающемся после проведения стадии атмосферного выщелачивания 14.
Для облегчения извлечения благородных металлов выпуск 22 продукта окисления под давлением 12 проводят в две стадии. Первую стадию проводят при температуре, слегка превышающей точку затвердевания элементарной серы, т.е. в пределах около 120 - 130oC, при соответствующем давлении паров около 50 - 150 кПа. Этот процесс, предпочтительно, осуществляют в непрерывном режиме. При этом время выдерживания на первой стадии выпуска составляет от 10 до 30 минут.
Вторую стадию выпуска проводят при атмосферном давлении и температуре от около 90 до 100oC, выдерживая продукт снова, как минимум, 10 минут. Это делает возможным переход серы, находящейся на первой стадии выпуска в расплавленном состоянии, в одну из твердых фаз, такую как фаза устойчивого орторомбического кристаллического строения. Этот процесс способствует образованию чистых кристаллов элементарной серы, что играет важную роль для извлечения благородных металлов из остатка от выщелачивания.
Остаток от выщелачивания 35, образовавшийся на стадии атмосферного выщелачивания 14, помимо благородных металлов содержит гематит, кристаллическую элементарную серу, непрореагировавшие сульфиды (пириты) и любые другие продукты, в зависимости от конкретного типа используемого концентрата, например, гипса и гидроокиси железа.
Считается, что золото, содержащееся в остатке 35, в процессе обработки, большей частью, не претерпевает химических преобразований и, что наиболее вероятно, находится в свободном состоянии. Серебро же окисляется на стадии окисления под давлением 12, и, вероятно, присутствует в виде соли, например, хлористого серебра или сернокислого серебра.
Установлено, что при обычном цианировании не происходит удовлетворительного выщелачивания золота из остатка 35. Считается, что причиной этому является инкапсулирование золота частицами минерала, такого как пирит. Однако, золото может быть освобождено в процессе окисления этих минералов под давлением, называемого "полным окислительным выщелачиванием". Для осуществления такого выщелачивания без окисления элементарной серы, также содержащейся в остатке 35, способ включает стадию как можно более полного удаления элементарной серы.
Во-первых, благодаря использованию двухстадийной схемы выпуска образуются высококачественные медные кристаллы. Во-вторых, остаток 35 после выщелачивания подвергают пенной флотации 402, получая обогащенный серой флотационный концентрат 404 и обедненные (с низким содержанием серы) флотационные хвосты 406. Хвосты 406 подвергают разделению 408 на жидкую и твердую фазы, получая жидкость, возвращаемую в бак 410 восходящим потоком флотационной обработки 402, и твердую фазу 412, направляемую на стадию 414 проведения полного окислительного выщелачивания.
Флотационный концентрат 404 фильтруют (стадия 416) и сушат до низкого влагосодержания в осушителе 418. Затем высушенный продукт подвергают выщелачиванию серы на стадии 420 с использованием экстрагента серы. При этом можно использовать любой подходящий экстрагент серы, такой как тетрахлорэтилен или керосин. В данном примере используют горячий тетрахлорэтилен. Полученную в результате выщелачивания 420 суспензию фильтруют (стадия 422), а отфильтрованную жидкость охлаждают (стадия 424) для образования кристаллической элементарной серы, а затем фильтруют (стадия 425). Охлажденная сера в случае необходимости может быть подвергнута дополнительной очистке (эта стадия на схемах не показана) с целью удаления из нее примесей, таких как селен и теллур. Твердую серу сушат в осушителе 426, получая на выходе готовый серный продукт 428. Жидкость, выделенную на стадии фильтрации 425, возвращают на стадию 420 выщелачивания горячим тетрахлорэтиленом.
Твердый остаток от фильтрации 422 сушат в осушителе 430. Просушенный продукт, представляющий собой остаток с низким содержанием серы 432, отправляют на стадию полного окислительного выщелачивания 414.
Пары тетрахлорэтилена, образующиеся на стадии охлаждения 424 и в осушителях 426 и 430, через конденсатор 434 возвращают на стадию 420 выщелачивания горячим тетрахлорэтиленом.
Проводился эксперимент, в ходе которого осуществляли флотацию 402 и выщелачивание 420 остатка со стадии атмосферного выщелачивания 14, взятого в количестве 100 г и содержащего 25,1% элементарной серы (So) и 3% сульфидов. В результате было получено 73,8 г десульфурированного остатка (продукт, подвергаемый затем полному окислительному выщелачиванию 414), содержащего 1,9% элементарной серы и 4,1% сульфидов, т.е. содержащего в сумме 6% серы.
Десульфурированный остаток содержал 5,9% элементарной серы, т.е. 94,1% серы было извлечено в виде чистой элементарной серы.
Процесс полного окислительного выщелачивания 414 проводят при температуре около 200 - 220oC и парциальном давлении кислорода 200 - 2000 кПа, что обеспечивает полное окисление всей серы и соединений металлов до максимальной валентности. Таким образом, вся сера и пирит окисляются в сульфаты. Окисление протекает в кислых условиях, таких как образование кислоты "in situ". Когда пирит присутствует в достаточном количестве, то реакция окисления имеет ярко выраженный экзотермический характер, и обычно может быть достигнута желаемая температура процесса. Как правило, при нормальном содержании твердой фазы в питающей суспензии для этого достаточно около 10% от общего количества окисляющейся серы.
После полного окислительного выщелачивания 414 суспензию подвергают нейтрализации 437 известняком при pH 2-3, а затем разделяют на жидкую и твердую фазы (стадия 438) в процессе противоточной декантации, получая твердую фазу, содержащую благородные металлы, и жидкость 13, которая может содержать основные металлы, такие как медь. Как показано на фиг. 1, жидкость 13 может быть смешана с жидкостью (поток 33), направляемой на стадию экстракции меди растворителем 16.
Часть нейтрализованного потока 51 (фиг. 1) рафината со стадии экстракции меди растворителем 16 разделяют (стадия 49), а разделенный поток 53 частично (около 80%) используют в качестве промывных вод на стадии разделения жидкой и твердой фаз 438 и частично (около 20%) возвращают на стадию полного окислительного выщелачивания 414, как показано на фиг. 3B. Цикл извлечения благородных металлов, подробно представленный на фиг. 3A и 3B, обозначен на фиг. 1 блоком 155.
Перед цианированием 444 твердая фаза со стадии разделения фаз 438 может быть подвергнута в случае необходимости дополнительному известковому кипению 443, способствующему извлечению серебра в процессе цианирования 444 за счет разложения соединений серебряного ярозита, образующихся на стадии полного окислительного выщелачивания 414.
Благородные металлы находятся в твердой фазе, остающейся после проведения стадии разделения 438. Теперь, когда пирит и другие минералы, инкапсулирующие благородные металлы в сырьевом концентрате, подвергнуты разложению, благородные металлы способны к цианированию 444.
На стадии цианирования 444 твердую фазу выщелачивают цианидом натрия (NaCN) в щелочных условиях. Для этого твердую фазу суспендируют в растворе цианида с получением суспензии с 30 - 40%-ным содержанием твердой фазы. С целью поддержания минимальной концентрации цианида натрия около 0,2 - 0,5 г/л при pH около 10 дополнительно добавляют необходимое количество цианида натрия и гашеной извести. Процесс проводят при комнатной температуре и обычно требуется время выдержки около 4 - 8 часов при непрерывном режиме.
Как золото, так и серебро с высокой отдачей переходят в раствор цианида и извлекаются из него обычно с известным на практике методом введения в суспензию углерода, когда в цианидную суспензию в качестве сорбента добавляют активированный уголь, абсорбирующий благородные металлы без необходимости проведения фильтрации. Затем уголь с высоким содержанием благородных металлов отделяют просеиванием (445), а отработанную суспензию сливают в отходы.
Уголь, содержащий благородные металлы, обрабатывают известными способами отделения благородных металлов с использованием процесса выщелачивания/электрохимического извлечения/плавления 447. Полученным на выходе продуктом обычно является содержащий как золото, так и серебро металл Дора, который направляют в печь для рафинирования 449, где золото окончательно отделяют от серебра. Отработанный уголь после извлечения из него благородных металлов регенерируют (стадия 451) и возвращают в цикл абсорбционного извлечения активированным углем 444.
После проведения всех стадий извлечения благородных металлов суммарная степень их извлечения намного превышает 90%, а в оптимальных условиях - приближается к 99%.
В порядке эксперимента десульфурированный остаток подвергали полному окислительному выщелачиванию 414 под давлением кислорода при температуре 220oC в течение 2 часов, после чего давление было стравлено, а температура понижена до комнатной. Полученную суспензию нейтрализовали известняком до значения pH 3, а затем отфильтровали. Далее, с целью извлечения золота и серебра, фильтровальный кулич подвергли выщелачиванию раствором цианида в стандартных условиях.
Степень извлечения золота после проведения полного окислительного выщелачивания 414 и цианирования 44 составила 97% при расходе цианида натрия всего лишь 1,0 кг/т. Для сравнения, степень извлечения золота из остатка, не прошедшего через стадию полного окислительного выщелачивания 414, составила только 34%, а расход цианида натрия был крайне высоким - 19,0 кг/т.
Пример 2
На фиг. 4 представлена технологическая схема осуществления способа в режиме A. Стадии, соответствующие аналогичным стадиям варианта способа, представленного на фиг. 1, обозначены теми же самыми ссылочными номерами.
На фиг. 4 представлена технологическая схема осуществления способа в режиме A. Стадии, соответствующие аналогичным стадиям варианта способа, представленного на фиг. 1, обозначены теми же самыми ссылочными номерами.
Способ включает в себя стадию окисления под давлением 12, на которой сульфидные породообразующие минералы в виде концентрата или руды окисляют кислородом при высоком парциальном давлении кислорода. После стадии 12 проводят стадию 24 разделения на жидкую и твердую фазы (например, фильтрацию) с получением твердой фазы 25 (фильтровального осадка продукта окисления под давлением) и фильтрата 29 продукта окисления под давлением.
Твердый продукт 25 содержит всю или почти всю медь, которая содержалась в питающем концентрате и подвергается обработке 14 с целью извлечения меди кислотным выщелачиванием, экстракцией растворителем и электрохимическим извлечением согласно варианту способа, изображенному на фиг. 1, в результате которого образуются высококачественные медные катоды и остаток 35, который может содержать благородные металлы. Остаток 35 может быть подвергнут обработке с целью извлечения благородных металлов, как описано выше со ссылками на фиг. 3A и 3B. Эта стадия способа на фиг. 4 обозначена блоком 155.
Для удаления из фильтрата 29 вредных элементов, таких как медь, железо и цинк, его, как описано со ссылкой на фиг. 1, очищают (стадия 500) нейтрализацией гашеной известью до pH 6, получая очищенный раствор 36, содержащий после фильтрации никель, кобальт и некоторые другие элементы, такие как магний, которые могут присутствовать в питающем концентрате.
Как описано выше со ссылками на фиг. 1, раствор 36 обрабатывают с целью извлечения никеля и кобальта. Эта стадия обозначена на фиг. 4 блоком 38. Раствор 39, полученный на стадии 38, возвращают на стадию окисления под давлением 12, тем самым замыкая цикл, как было описано выше (поток 516 на фиг. 1).
Несмотря на то, что в данном описании подробно представлены только предпочтительные варианты изобретения, они не ограничивают его и изобретение может быть осуществлено в других вариантах, в объеме, определяемом представленной ниже формулой изобретения.
Claims (75)
1. Способ извлечения никеля и/или кобальта из руды или концентрата, включающий стадию выщелачивания, отличающийся тем, что перед выщелачиванием осуществляют предварительное окисление руды или концентрата под давлением в присутствии кислорода и кислотного раствора, содержащего ионы галогенида, меди и сульфата, с получением из образованной суспензии продуктов окисления под давлением щелока, содержащего никель и/или кобальт, из которого селективно осаждают твердый продукт, содержащий гидроокиси никеля и/или кобальта, после чего никель и/или кобальт выщелачивают из твердого продукта аммониевым раствором с получением выщелачивающего раствора, содержащего никель и/или кобальт, и остатка.
2. Способ по п. 1, отличающийся тем, что остаток подвергают кислотной промывке с получением содержащего никель и/или кобальт промывного раствора и направляемого в отходы остатка, после чего посредством рециркуляции промывной раствор направляют на селективное осаждение.
3. Способ по п. 1, отличающийся тем, что остаток подвергают кислотной промывке с получением содержащего никель и/или кобальт промывного раствора и направляемого в отходы остатка, после чего обрабатывают промывной раствор для извлечения из него никеля и/или кобальта.
4. Способ по любому из пп.1 - 3, отличающийся тем, что селективное осаждение проводят посредством обработки щелока при рН 5 - 6 для осаждения из него железа, меди или цинка и последующей обработки полученного раствора при рН 7 - 8 с получением твердого продукта, содержащего гидроокиси никеля и/или кобальта.
5. Способ по любому из пп.1 - 4, отличающийся тем, что содержащий никель и/или кобальт щелок получают нейтрализацией суспензии продуктов окисления под давлением при заданном значении рН, при котором присутствующие в суспензии медь, железо или цинк находятся в твердой фазе, а никель и/или кобальт - в растворе.
6. Способ по любому из пп.1 - 4, отличающийся тем, что содержащий никель и/или кобальт щелок получают нейтрализацией суспензии продуктов окисления под давлением при заданном значении рН, при котором никель и/или кобальт находятся в твердой фазе, и кислотным выщелачиванием никеля и/или кобальта из твердой фазы с получением раствора, содержащего никель и/или кобальт.
7. Способ по п.2 или 3, отличающийся тем, что перед стадией кислотной промывки дополнительно проводят стадию промывки остатка с получением содержащего никель и/или кобальт раствора от дополнительной промывки и остатка, который подвергают кислотной промывке.
8. Способ по п.7, отличающийся тем, что дополнительно проводят экстракцию никеля и/или кобальта растворителем из одного или обоих выщелачивающего раствора и раствора от дополнительной промывки, содержащего никель и/или кобальт.
9. Способ по п.8, отличающийся тем, что экстракцию растворителем проводят с использованием экстрагента никеля для получения никельсодержащего раствора.
10. Способ по п.8, отличающийся тем, что экстракцию растворителем проводят с использованием экстрагента кобальта для получения кобальтсодержащего раствора.
11. Способ по п. 8, отличающийся тем, что экстракция растворителем включает стадии экстракции кобальта растворителем с использованием экстрагента кобальта в присутствии ионов магния с получением экстрагента кобальта, содержащего ионы кобальта и первого рафината, содержащего ионы никеля и магния, экстракции магния растворителем из первого рафината с использованием экстрагента магния с получением экстрагента магния, содержащего ионы магния и кобальта, и второго рафината, и экстракции никеля растворителем из второго рафината с использованием экстрагента никеля с получением экстрагента, содержащего никель, и третьего рафината.
12. Способ по п.11, отличающийся тем, что экстракции растворителем подвергают как выщелачивающий раствор, так и раствор от дополнительной промывки, при этом третий рафинат, полученный при экстракции растворителем выщелачивающего раствора, возвращают в процессе рециркуляции на стадию выщелачивания никеля и/или кобальта, а третий рафинат, полученный при экстракции растворителем раствора от дополнительной промывки, возвращают в процессе рециркуляции на стадию промывки, предшествующую стадии кислотной промывки.
13. Способ по п.12, отличающийся тем, что экстракции кобальта, магния и никеля осуществляют обычными экстрагентами, соответственно, кобальта, магния и никеля.
14. Способ по п.11, отличающийся тем, что экстрагенты, содержащие кобальт и никель, дополнительно подвергают очистке с получением, соответственно, кобальтовых и никелевых растворов.
15. Способ по п.14, отличающийся тем, что перед очисткой экстрагент, содержащий кобальт, очищают раствором кобальтового концентрата, возвращаемым в процессе рециркуляции со стадии очистки.
16. Способ по п.11, отличающийся тем, что выщелачивание никеля и/или кобальта, а также экстракции кобальта, магния и никеля растворителями проводят при температуре от 30°С до 60°С.
17. Способ по п.16, отличающийся тем, что выщелачивание никеля и/или кобальта, а также экстракции кобальта, магния и никеля растворителями проводят при температуре от 45°С до 50°С.
18. Способ по п.4, отличающийся тем, что дополнительно осуществляют стадии электрохимического извлечения кобальта и никеля из кобальтового и никелевого растворов.
19. Способ по п.11, отличающийся тем, что он дополнительно включает стадии очистки экстрагента магния с получением насыщенного раствора, содержащего ионы магния и кобальта, и рециркуляции полученного насыщенного раствора на стадию селективного осаждения.
20. Способ по п. 19, отличающийся тем, что перед очисткой экстрагент магния очищают раствором магниевого концентрата, содержащим насыщенный раствор, возвращаемый в процессе рециркуляции со стадии очистки экстрагента магния.
21. Способ по п.11, отличающийся тем, что в качестве экстрагента кобальта используют экстрагент, являющийся более селективным по отношению к кобальту, чем к магнию.
22. Способ по п.8, отличающийся тем, что экстракция растворителем включает стадии экстракции кобальта растворителем при рН 6 - 8 с получением кобальтового раствора и первого рафината, экстракции никеля растворителем из первого рафината, по существу, при том же значении рН, что и при экстракции кобальта, с получением никелевого раствора и второго рафината.
23. Способ по любому из пп.1 - 22, отличающийся тем, что дополнительно осуществляют стадию регулирования концентрации никеля в выщелачивающем растворе до ее максимального значения 3 - 25 г/л.
24. Способ по п.23, отличающийся тем, что концентрацию никеля регулируют до максимального значения от 8 до 15 г/л.
25. Способ по п. 24, отличающийся тем, что максимальное значение концентрации никеля составляет 10 г/л.
26. Способ по любому из пп.1 - 25, отличающийся тем, что селективное осаждение осуществляют в присутствии ионов магния для получения содержащего магний твердого продукта дополнительно к гидроокисям никеля и/или кобальта и содержащего магний раствора.
27. Способ по п. 26, отличающийся тем, что дополнительно осуществляют стадию осаждения магния из полученного раствора с получением осадка гидроокиси магния и обедненного магнием рафината.
28. Способ по п. 27, отличающийся тем, что дополнительно осуществляют стадию рециркуляции обедненного магнием рафината на стадию окисления под давлением.
29. Способ по п.27 или 28, отличающийся тем, что дополнительно осуществляют стадию рециркуляции, по меньшей мере, части магнийсодержащего осадка на стадию селективного осаждения.
30. Способ по любому из пп.1 - 29, отличающийся тем, что выщелачивание никеля и/или кобальта осуществляют раствором сернокислого аммония.
31. Способ по п. 30, отличающийся тем, что выщелачивание осуществляют раствором сернокислого аммония, имеющим концентрацию 150 - 250 г/л.
32. Способ по п. 31, отличающийся тем, что выщелачивание осуществляют раствором сернокислого аммония, имеющим концентрацию 200 г/л.
33. Способ по любому из пп.1 - 29, отличающийся тем, что выщелачивание никеля и/или кобальта проводят раствором углекислого аммония.
34. Способ по любому из пп.1 - 29, отличающийся тем, что стадию выщелачивания никеля и/или кобальта проводят раствором смеси сернокислого аммония и углекислого аммония.
35. Способ по любому из пп.1 - 34, отличающийся тем, что на стадии окисления под давлением в кислотный раствор добавляют соль меди или концентрат для введения в кислотный раствор меди.
36. Способ по п.35, отличающийся тем, что на стадии окисления под давлением в кислотный раствор добавляют рециркулированную медь.
37. Способ по любому из пп.1 - 36, отличающийся тем, что дополнительно осуществляют стадию экстракции меди растворителем из щелока, полученного на стадии окисления под давлением перед проведением селективного осаждения.
38. Способ по п.1, отличающийся тем, что галогенидом является хлорид.
39. Способ по любому из пп.1 - 34 или 38, отличающийся тем, что руда или концентрат содержит сульфидный концентрат, содержащий медь, и дополнительно осуществляют стадии выщелачивания суспензии продуктов окисления под давлением или выделенной из нее твердой фазы кислотным сульфатным раствором с получением щелока, содержащего сернокислую медь в растворе, и остатка от выщелачивания, экстракции меди растворителем из щелока, полученного при выщелачивании, с получением раствора медного концентрата и обедненного медью рафината, рециркуляции, по меньшей мере, части обедненного медью рафината на стадию выщелачивания кислотным сульфатным раствором.
40. Способ по п.39, отличающийся тем, что перед селективным осаждением дополнительно осуществляют стадию экстракции меди растворителем из щелока с получением дополнительного раствора медного концентрата.
41. Способ по п. 40, отличающийся тем, что дополнительно осуществляют стадию электрохимического извлечения меди из растворов медных концентратов, полученных со стадий экстракции меди растворителем, для получения металлической меди.
42. Способ по любому из пп.1 - 41, отличающийся тем, что руда или концентрат содержит сульфидный концентрат, содержащий благородные металлы, и дополнительно осуществляют стадии удаления элементарной серы из суспензии или твердой фазы, полученных на стадии окисления под давлением, с получением остатка с низким содержанием серы, и окислительного выщелачивания остатка с низким содержанием серы при повышенных температуре и давлении для окисления серы и соединений благородных металлов, содержащихся в остатке с низким содержанием серы, с получением остатка, пригодного для извлечения из него благородных металлов.
43. Способ по п. 42, отличающийся тем, что удаление серы осуществляют пенной флотацией суспензии или твердой фазы, полученных при окислении под давлением, с получением обогащенного серой флотационного концентрата и флотационных обедненных серой хвостов, и экстракцией серы из твердого остатка экстрагентом с получением остатка с низким содержанием серы.
44. Способ по п.43, отличающийся тем, что флотационные обедненные хвосты разделяют на жидкую и твердую фазы, полученную при этом жидкость возвращают в процессе рециркуляции на пенную флотацию, а указанную твердую фазу подвергают окислительному выщелачиванию.
45. Способ по п.43 или 44, отличающийся тем, что экстракцию серы проводят при температуре 90°С - 150°С.
46. Способ по п. 45, отличающийся тем, что в качестве экстрагента для экстракции серы используют керосин или тетрахлорэтилен.
47. Способ по п.46, отличающийся тем, что окислительное выщелачивание проводят в кислой среде при температуре 200°С - 220°С и парциальном давлении кислорода 500 - 1200 кПа.
48. Способ извлечения никеля и/или кобальта из концентрата путем выщелачивания его аммониевым раствором с получением содержащего никель и/или кобальт выщелачивающего раствора и остатка, отличающийся тем, что в процессе выщелачивания регулируют концентрацию никеля в выщелачивающем растворе до максимального значения 3-25 г/л, а извлечению подвергают концентрат, содержащий гидроокиси никеля и/или кобальта.
49. Способ по п.48, отличающийся тем, что максимальная концентрация никеля в выщелачивающем растворе составляет от 8 до 15 г/л.
50. Способ по п.49, отличающийся тем, что максимальная концентрация никеля в выщелачивающем растворе равна 10 г/л.
51. Способ по любому из пп.48 - 50, отличающийся тем, что стадию выщелачивания никеля и/или кобальта проводят раствором сернокислого аммония.
52. Способ по п. 51, отличающийся тем, что выщелачивание осуществляют раствором сернокислого аммония, имеющим концентрацию 150 - 250 г/л.
53. Способ по п. 52, отличающийся тем, что выщелачивание осуществляют раствором сернокислого аммония, имеющим концентрацию 200 г/л.
54. Способ по любому из пп.48 - 50, отличающийся тем, что выщелачивание никеля и/или кобальта проводят раствором углекислого аммония.
55. Способ по любому из пп.48 - 50, отличающийся тем, что выщелачивание никеля и/или кобальта проводят раствором смеси сернокислого аммония и углекислого аммония.
56. Способ по любому из пп.48 - 55, отличающийся тем, что дополнительно осуществляют стадии кислотной промывки остатка с получением содержащего никель и/или кобальт промывного раствора и остатка, направляемого в отходы, обработки промывного раствора селективным осаждением с получением твердого продукта, содержащего гидроокиси никеля и/или кобальта, и рециркуляции твердого продукта на стадию выщелачивания никеля и/или кобальта.
57. Способ по любому из пп.48 - 55, отличающийся тем, что дополнительно осуществляют стадии кислотной промывки остатка с получением содержащего никель и/или кобальт промывного раствора и остатка, направляемого в отходы, и обработки промывного раствора для извлечения из него никеля и/или кобальта.
58. Способ по п.56 или 57, отличающийся тем, что перед кислотной промывкой дополнительно проводят промывку остатка с получением содержащего никель и/или кобальт раствора от дополнительной промывки и остатка, который подвергают кислотной промывке.
59. Способ по п. 58, отличающийся тем, что дополнительно осуществляют стадию экстракции растворителем никеля и/или кобальта из одного или обоих выщелачивающего раствора и раствора от дополнительной промывки, содержащих никель и/или кобальт, для извлечения из них никеля и/или кобальта.
60. Способ по п.59, отличающийся тем, что экстракцию растворителем проводят экстрагентом никеля с получением никельсодержащего раствора.
61. Способ по п.59, отличающийся тем, что экстракцию растворителем проводят экстрагентом кобальта с получением кобальтсодержащего раствора.
62. Способ по п.58, отличающийся тем, что экстракция растворителем включает стадии экстракции кобальта растворителем с использованием экстрагента кобальта в присутствии ионов магния с получением экстрагента кобальта, содержащего ионы кобальта, и первого рафината, содержащего ионы никеля и магния, экстракции магния растворителем из первого рафината с использованием экстрагента магния с получением экстрагента магния, содержащего ионы магния и кобальта, и второго рафината, и экстракции никеля растворителем из второго рафината с использованием экстрагента никеля с получением экстрагента, содержащего никель, и третьего рафината.
63. Способ по п. 62, отличающийся тем, что дополнительно осуществляют стадию очистки экстрагентов, содержащих кобальт или никель, с получением кобальтовых и никелевых растворов, соответственно.
64. Способ по п. 63, отличающийся тем, что дополнительно осуществляют стадии электрохимического извлечения кобальта и никеля из кобальтового и никелевого растворов.
65. Способ по п. 63, отличающийся тем, что дополнительно осуществляют стадии очистки экстрагента магния с получением насыщенного раствора, содержащего ионы магния и кобальта, и рециркуляции полученного насыщенного раствора на стадию селективного осаждения.
66. Способ по п. 62, отличающийся тем, что в качестве экстрагента кобальта используют экстрагент, являющийся более селективным по отношению к кобальту чем к магнию.
67. Способ по п. 59, отличающийся тем, что экстракция растворителем включает стадии экстракции кобальта при рН 6 - 8 с получением кобальтового раствора и первого рафината и экстракции никеля из первого рафината, по существу, при том же значении рН, что и при экстракции кобальта растворителем с получением никелевого раствора и второго рафината.
68. Способ извлечения никеля и/или кобальта из раствора, включающий экстракцию кобальта растворителем с использованием экстрагента кобальта в присутствии ионов магния с получением экстрагента кобальта, содержащего ионы кобальта, и первого рафината, содержащего ионы никеля и магния, отличающийся тем, что затем осуществляют экстракцию магния растворителем из первого рафината с использованием экстрагента магния с получением экстрагента магния, содержащего ионы магния и кобальта, и второго рафината, из которого экстрагируют никель растворителем с использованием экстрагента никеля и получают экстрагент, содержащий ионы никеля, и третий рафинат.
69. Способ по п. 68, отличающийся тем, что дополнительно осуществляют стадию очистки экстрагентов, содержащих кобальт или никель, с получением кобальтовых и никелевых растворов, соответственно.
70. Способ по п. 69, отличающийся тем, что перед очисткой экстрагент, содержащий кобальт, очищают раствором кобальтового концентрата, возвращаемого в процессе рециркуляции со стадии очистки.
71. Способ по п. 70, отличающийся тем, что дополнительно осуществляют стадии электрохимического извлечения кобальта и никеля из кобальтового и никелевого растворов.
72. Способ по п. 71, отличающийся тем, что дополнительно осуществляют стадию очистки экстрагента магния с получением насыщенного раствора, содержащего ионы магния и кобальта.
73. Способ по п.72, отличающийся тем, что перед очисткой экстрагент магния очищают раствором магниевого концентрата, содержащим насыщенный раствор, возвращаемый в процессе рециркуляции со стадии очистки экстрагента магния.
74. Способ по п. 68, отличающийся тем, что в качестве экстрагента кобальта используют экстрагент, являющийся более селективным по отношению к кобальту чем к магнию.
75. Способ по п. 68, отличающийся тем, что экстракция растворителем включает стадии экстракции кобальта при рН 6 - 8 с получением кобальтового раствора и первого рафината, экстракции никеля из первого рафината, по существу, при том же значении рН, что и при экстракции кобальта, с получением никелевого раствора и второго рафината.
Applications Claiming Priority (2)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
US08/488,128 US5650057A (en) | 1993-07-29 | 1995-06-07 | Chloride assisted hydrometallurgical extraction of metal |
US08/488,128 | 1995-06-07 |
Publications (2)
Publication Number | Publication Date |
---|---|
RU98100271A RU98100271A (ru) | 1999-10-27 |
RU2174562C2 true RU2174562C2 (ru) | 2001-10-10 |
Family
ID=23938434
Family Applications (3)
Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
---|---|---|---|
RU98100436A RU2178007C2 (ru) | 1995-06-07 | 1996-01-04 | Способ извлечения никеля и/или кобальта из руды или концентрата |
RU98100309A RU2179192C2 (ru) | 1995-06-07 | 1996-01-19 | Способ извлечения металла |
RU98100271A RU2174562C2 (ru) | 1995-06-07 | 1996-06-07 | Способ извлечения никеля и/или кобальта (варианты) |
Family Applications Before (2)
Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
---|---|---|---|
RU98100436A RU2178007C2 (ru) | 1995-06-07 | 1996-01-04 | Способ извлечения никеля и/или кобальта из руды или концентрата |
RU98100309A RU2179192C2 (ru) | 1995-06-07 | 1996-01-19 | Способ извлечения металла |
Country Status (23)
Country | Link |
---|---|
US (1) | US5650057A (ru) |
EP (5) | EP0832302B1 (ru) |
JP (3) | JP4180655B2 (ru) |
KR (1) | KR100426231B1 (ru) |
CN (3) | CN1057344C (ru) |
AU (3) | AU694960C (ru) |
BG (3) | BG62178B1 (ru) |
BR (3) | BR9608624A (ru) |
CA (6) | CA2221930C (ru) |
DE (5) | DE69610208T2 (ru) |
DK (3) | DK0832302T3 (ru) |
ES (3) | ES2153950T3 (ru) |
FI (2) | FI116905B (ru) |
GT (2) | GT199600014A (ru) |
NO (1) | NO975707D0 (ru) |
OA (1) | OA10643A (ru) |
PE (2) | PE30096A1 (ru) |
PL (3) | PL323593A1 (ru) |
RU (3) | RU2178007C2 (ru) |
TR (5) | TR199701570T1 (ru) |
TW (2) | TW408186B (ru) |
WO (3) | WO1996041026A1 (ru) |
ZA (1) | ZA964866B (ru) |
Cited By (1)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
CN113046574A (zh) * | 2021-03-17 | 2021-06-29 | 沈阳有色金属研究院有限公司 | 一种利用铜电解脱铜后液处理粗氢氧化钴制备高纯镍、钴产品的方法 |
Families Citing this family (61)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
US5650057A (en) * | 1993-07-29 | 1997-07-22 | Cominco Engineering Services Ltd. | Chloride assisted hydrometallurgical extraction of metal |
AUPN191395A0 (en) * | 1995-03-22 | 1995-04-27 | M.I.M. Holdings Limited | Atmospheric mineral leaching process |
US5976218A (en) * | 1996-05-10 | 1999-11-02 | Henkel Corporation | Process for the recovery of nickel |
ZA987217B (en) * | 1997-08-15 | 2000-02-14 | Cominco Eng Services | Chloride assisted hydrometallurgical extraction of metal from sulphide or laterite ores. |
AUPP543798A0 (en) * | 1998-08-24 | 1998-09-17 | Technological Resources Pty Limited | Hydrometallurgical extraction of copper and other valuable metals |
AU2395600A (en) * | 1999-01-21 | 2000-08-07 | Ga-Tek Inc. | Process for recovering copper from a high acid mixed metal solution |
AUPQ578200A0 (en) * | 2000-02-22 | 2000-03-16 | Anaconda Nickel Limited | Method for the recovery of nickel and/or cobalt |
US6231823B1 (en) | 2000-03-27 | 2001-05-15 | Dynatec Corporation | Solvent extraction process for the separation of cobalt from nickel in aqueous sulphate-containing solutions |
ATE314494T1 (de) | 2000-07-25 | 2006-01-15 | Phelps Dodge Corp | Verfahren zur gewinnung von kupfer aus sulfiderzen unter verwendung einer feinstzermahlung und einer auslaugung unter druck bei mittelhohen temperaturen |
US6428604B1 (en) | 2000-09-18 | 2002-08-06 | Inco Limited | Hydrometallurgical process for the recovery of nickel and cobalt values from a sulfidic flotation concentrate |
US7476308B2 (en) * | 2001-07-25 | 2009-01-13 | Phelps Dodge Corporation | Process for multiple stage direct electrowinning of copper |
US20050126923A1 (en) * | 2001-07-25 | 2005-06-16 | Phelps Dodge Corporation | Process for recovery of copper from copper-bearing material using medium temperature pressure leaching, direct electrowinning and solvent/solution extraction |
AP1757A (en) * | 2001-09-13 | 2007-07-25 | Intec Ltd | Zinc recovery process. |
CA2387633C (en) * | 2002-05-24 | 2011-04-26 | Cominco Engineering Services Ltd. | Chloride assisted hydrometallurgical extraction of metals |
KR100486269B1 (ko) * | 2002-10-07 | 2005-04-29 | 삼성전자주식회사 | 고 선명 텔레비전의 반송파 복구 장치 및 방법. |
US20040200730A1 (en) * | 2003-04-14 | 2004-10-14 | Kyo Jibiki | Hydrometallurgical copper recovery process |
CN100420760C (zh) * | 2004-05-21 | 2008-09-24 | Wmc资源有限公司 | 镍的回收 |
ZA200704039B (en) * | 2004-10-21 | 2009-07-29 | Anglo Operations Ltd | Leaching process in the presence of hydrochloric acid for the recovery of a value metal from an ore |
EP1809777B1 (en) * | 2004-10-21 | 2009-03-11 | Anglo Operations Limited | Leaching process in the presence of hydrochloric acid for the recovery of a value metal from an ore |
AP2325A (en) * | 2004-10-29 | 2011-11-23 | Freeport Mcmoran Corp | Process for recovery of copper from copper-bearingmaterial using pressure leaching, direct electrow inning and solvent/solution extraction. |
ATE531834T1 (de) * | 2004-10-29 | 2011-11-15 | Freeport Mcmoran Corp | Verfahren zur mehrstufigen direkten elektrolytischen gewinnung von kupfer |
US7736487B2 (en) | 2004-10-29 | 2010-06-15 | Freeport-Mcmoran Corporation | Process for recovery of copper from copper-bearing material using pressure leaching, direct electrowinning and solution extraction |
AU2006298625B2 (en) * | 2005-10-03 | 2011-06-23 | Metso Outotec Finland Oy | Processing of nickel sulphide ore or concentrates with sodium chloride |
RU2424332C2 (ru) * | 2005-11-28 | 2011-07-20 | Англо Оперейшнс Лимитед | Способ выщелачивания в присутствии хлористоводородной кислоты для регенерации ценного металла из руды |
CA2650043C (en) * | 2006-05-15 | 2014-04-29 | International Pgm Technologies | Recycling of solids in oxidative pressure leaching of metals using halide ions |
CN100497680C (zh) * | 2007-01-19 | 2009-06-10 | 昆明贵金属研究所 | 一种硫化镍精矿提取镍的新方法 |
WO2008103873A1 (en) * | 2007-02-22 | 2008-08-28 | The Regents Of The University Of California | Process for recovery of metal-containing values from minerals and ores |
US8003064B2 (en) | 2007-09-17 | 2011-08-23 | Freeport-Mcmoran Corporation | Controlled copper leach recovery circuit |
JP4468999B2 (ja) | 2008-03-27 | 2010-05-26 | 日鉱金属株式会社 | 鉱物からの金属の回収方法 |
WO2009149522A1 (en) * | 2008-06-13 | 2009-12-17 | Poseidon Nickel Limited | Rheological method for the hydrometallurgical recovery of base metals from ores |
JP4717908B2 (ja) | 2008-08-11 | 2011-07-06 | Jx日鉱日石金属株式会社 | 銅を含有する塩化物浴からの銅の回収方法 |
CN101760614B (zh) * | 2008-12-02 | 2011-08-10 | 中国恩菲工程技术有限公司 | 含镍矿石的浸出方法 |
FI122188B (fi) * | 2010-03-18 | 2011-09-30 | Outotec Oyj | Hydrometallurginen menetelmä metallisen nikkelin valmistamiseksi |
KR101232199B1 (ko) * | 2010-11-23 | 2013-02-13 | 한국지질자원연구원 | 2차 금속자원의 침출액으로부터 용매추출에 의한 구리, 아연, 카드뮴 및 니켈을 추출 및 분리하는 방법 |
CN102002586B (zh) * | 2010-12-04 | 2012-09-26 | 金川集团有限公司 | 一种含镍高钴硫化物浸出工艺 |
EP2705168A4 (en) * | 2011-05-02 | 2015-04-29 | Trimetals Mining Inc | PROCESS FOR THE RECOVERY OF INDIUM, SILVER, GOLD AND OTHER RARE, PRECIOUS AND BASE METALS FROM COMPLEX OXIDE OR SULPHIDE ORES |
JP5904459B2 (ja) * | 2011-11-22 | 2016-04-13 | 住友金属鉱山株式会社 | 高純度硫酸ニッケルの製造方法 |
US8420048B1 (en) | 2011-12-20 | 2013-04-16 | Freeport-Mcmoran Corporation | System and method for parallel solution extraction of one or more metal values from metal-bearing materials |
US9169533B2 (en) | 2011-12-20 | 2015-10-27 | Freeport Minerals Corporation | System and method including multi-circuit solution extraction for recovery of metal values from metal-bearing materials |
JP5867710B2 (ja) * | 2012-01-24 | 2016-02-24 | 住友金属鉱山株式会社 | 高純度硫酸ニッケルの製造方法、及びニッケルを含む溶液からの不純物元素除去方法 |
ITMI20120579A1 (it) | 2012-04-11 | 2013-10-12 | Metals Technology Dev Compa Ny Llc | Procedimento per recuperare metalli non ferrosi da una matrice solida |
JP6169692B2 (ja) * | 2012-07-23 | 2017-07-26 | ヴァーレ、ソシエダージ、アノニマVale S.A. | 硫化物鉱石及び精鉱からの卑金属の回収方法 |
RU2502811C1 (ru) * | 2012-12-19 | 2013-12-27 | Федеральное Государственное Бюджетное Учреждение Науки Институт Химии И Химической Технологии Сибирского Отделения Российской Академии Наук (Иххт Со Ран) | Способ переработки окисленных никелевых руд |
CN103205580A (zh) * | 2013-04-19 | 2013-07-17 | 金川集团股份有限公司 | 一种贵金属富集过程中的脱硫方法 |
FI124954B (fi) | 2013-04-30 | 2015-04-15 | Outotec Oyj | Menetelmä kultaa sisältävän liuoksen valmistamiseksi ja prosessijärjestely kullan ja hopean talteenottamiseksi |
KR101399953B1 (ko) * | 2013-11-20 | 2014-05-30 | 한국지질자원연구원 | 복합 구리광 선광방법 |
KR101352400B1 (ko) | 2013-11-20 | 2014-01-22 | 한국지질자원연구원 | 침출 및 침전을 이용한 복합 구리광 선광방법 |
US9410225B2 (en) * | 2014-05-13 | 2016-08-09 | Teck Resources Limited | Process for recovery of copper from arsenic-bearing and/or antimony-bearing copper sulphide concentrates |
KR20170104448A (ko) * | 2014-11-18 | 2017-09-15 | 알리앙스 마그네슘 | Hcl 회수 루프에서 황산을 사용하여 마그네슘 화합물 및 다양한 부산물을 제조하는 방법 |
JP6481542B2 (ja) * | 2015-07-21 | 2019-03-13 | 住友金属鉱山株式会社 | 高純度硫酸ニッケル水溶液の製造方法 |
JP6428525B2 (ja) * | 2015-08-04 | 2018-11-28 | 住友金属鉱山株式会社 | 酸化中和設備および酸化中和方法 |
RU2628946C2 (ru) * | 2015-10-29 | 2017-08-23 | Игорь Владимирович Федосеев | СПОСОБ ПРИГОТОВЛЕНИЯ ЧИСТОГО ЭЛЕКТРОЛИТА CuSO4 ИЗ МНОГОКОМПОНЕНТНЫХ РАСТВОРОВ И ЕГО РЕГЕНЕРАЦИЯ ПРИ ПОЛУЧЕНИИ КАТОДНОЙ МЕДИ ЭЛЕКТРОЛИЗОМ С НЕРАСТВОРИМЫМ АНОДОМ |
CN105755283B (zh) * | 2016-03-08 | 2017-09-12 | 江西理工大学 | 氯盐选择性浸出红土镍矿中有价金属的方法 |
CN105779773B (zh) * | 2016-04-20 | 2017-11-17 | 广东省稀有金属研究所 | 一种从电镀污泥中分离镍铜铁的方法 |
CN106702429A (zh) * | 2016-12-22 | 2017-05-24 | 北京吉亚半导体材料有限公司 | 碱法生产金属镓苛性碱净化回收的方法 |
CN106834680B (zh) * | 2017-01-04 | 2018-07-10 | 北京科技大学 | 一种Li、Co、Ni、Cu、Mn混合金属离子的分离方法 |
JP6448684B2 (ja) * | 2017-03-03 | 2019-01-09 | Jx金属株式会社 | リチウム回収方法 |
JP7206467B2 (ja) * | 2017-12-21 | 2023-01-18 | ビーエイチピー チリ インコーポレイテッド | 塩化物ヒープ浸出における水バランス |
RU2667927C1 (ru) * | 2017-12-28 | 2018-09-25 | Общество С Ограниченной Ответственностью "Сдп-М" | Способ получения меди высокой чистоты |
US20220042139A1 (en) * | 2018-11-14 | 2022-02-10 | Nova Mineralis S.A. | Solid-liquid-solid method for the solubilisation of copper minerals and concentrates, independent of the redox potential and with low consumption of water and acid |
PE20230228A1 (es) * | 2020-04-17 | 2023-02-06 | Glencore Tech Pty Ltd | Oxidacion de sulfuros en la lixiviacion de minerales |
Family Cites Families (33)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
CA209933A (en) * | 1921-03-29 | Teska Meta | Drying frame | |
US2520958A (en) * | 1947-01-14 | 1950-09-05 | Poole Henry Gordon | Nickel recovery |
BE623147A (ru) * | 1962-03-19 | 1900-01-01 | ||
GB1150188A (en) * | 1967-02-15 | 1969-04-30 | Sherritt Gordon Mines Ltd | Method for Recovering Substantially Pure Nickel from Ammoniacal Nickel Ammonium Carbonate Leach Solutions. |
FR2131820B1 (ru) * | 1971-03-29 | 1973-12-07 | Nickel Le | |
US3761566A (en) * | 1971-09-13 | 1973-09-25 | American Metal Climax Inc | Leaching of nickel lateritic ores with waste iron sulfate solutions |
US3767762A (en) * | 1972-01-04 | 1973-10-23 | Sherritt Gordon Mines Ltd | Recovery and separation of nickel and cobalt from reduced laterite nickel ore |
CA994109A (en) * | 1973-08-30 | 1976-08-03 | Robert W. Stanley | Hydrometallurgical method for recovering copper values from copper concentrates |
US4039406A (en) * | 1973-08-10 | 1977-08-02 | Noranda Mines Limited | Recovering copper from concentrates with insoluble sulfate forming leach |
US3981968A (en) * | 1973-10-19 | 1976-09-21 | Freeport Minerals Company | Solvent extraction of nickel from ammoniacal solutions |
US3933975A (en) * | 1974-02-08 | 1976-01-20 | Amax Inc. | Nickel-cobalt separation |
DE2501284C3 (de) * | 1975-01-15 | 1980-06-12 | Duisburger Kupferhuette, 4100 Duisburg | Verfahren zur Aufarbeitung von Manganknollen und Gewinnung der in ihnen enthaltenen Wertstoffe |
US4108639A (en) * | 1976-07-09 | 1978-08-22 | Johns-Manville Corporation | Process for recovering platinum group metals from ores also containing nickel, copper and iron |
US4093526A (en) * | 1977-09-08 | 1978-06-06 | Amax Inc. | Hydrometallurgical leaching and refining of nickel-copper concentrates, and electrowinning of copper |
CA1107678A (en) * | 1978-04-12 | 1981-08-25 | Kohur N. Subramanian | Nickel recovery from sulfur-deficient mattes |
US4187281A (en) * | 1978-08-07 | 1980-02-05 | Uop Inc. | Hydrometallurgical recovery of cobalt and nickel |
ZW3481A1 (en) * | 1980-02-18 | 1981-05-20 | Nat Inst Metallurg | The leaching of sulphidic mattes containing non-ferrous metals and iron |
CA1150062A (en) * | 1980-06-10 | 1983-07-19 | Robert W. Stanley | Hydrometallurgical treatment of copper-bearing hematite residue |
DE3140380C2 (de) * | 1981-10-10 | 1985-04-11 | Gebrüder Sulzer AG, Winterthur | Verfahren zur Gewinnung von Nickel, hochreinem Magnesiumoxid und Zement |
ZA835167B (en) * | 1982-08-10 | 1984-05-30 | Broken Hill Ass Smelters | Hydrometallurgical recovery of metal values from copper containing sulphide materials |
US4457897A (en) * | 1982-09-28 | 1984-07-03 | Noranda Mines Limited | Process for the selective dissolution of cobalt from cobaltite-pyrite concentrates |
LU85385A1 (fr) * | 1984-05-28 | 1986-01-29 | Mines Fond Zinc Vieille | Procede de lixiviation de sulfures contenant du zinc et du fer |
FI70049C (fi) * | 1984-07-03 | 1986-09-12 | Outokumpu Oy | Vaetske-vaetske-extraktionsfoerfarande foer avlaegsnande och utvinning av metaller ur vattenloesningar |
US4600435A (en) * | 1984-08-24 | 1986-07-15 | Amax Inc. | Solvent extraction of cobalt (II) from sulfate solutions with cobalt extractants |
US4927794A (en) * | 1985-06-26 | 1990-05-22 | Chevron Research Company | Leaching cobalt, molybdenum, nickel, and vanadium from spent hydroprocessing catalysts |
US4900522A (en) * | 1986-07-22 | 1990-02-13 | Amax Inc. | Separation of nickel and cobalt from sulfate solutions by solvent extraction |
JPS6338537A (ja) * | 1986-07-31 | 1988-02-19 | Sumitomo Metal Mining Co Ltd | ニツケル硫化物からのニツケルの回収方法 |
US4861371A (en) * | 1986-12-16 | 1989-08-29 | California Nickel Co. | Nickel-containing leachate having low aluminum content |
CN2099333U (zh) * | 1991-06-19 | 1992-03-18 | 刘家海 | 小型大功率恒温恒湿插座 |
FI93973C (fi) * | 1992-06-18 | 1995-06-26 | Outokumpu Harjavalta Metals Oy | Menetelmä jarosiitin sekä ammonium- ja alkalipohjaisten kaksoissuolojen muodostumisen estämiseksi happamien liuotusprosessien neste-nesteuutossa |
US5431788A (en) * | 1993-06-28 | 1995-07-11 | Cominco Engineering Services Ltd. | Chloride assisted hydrometallurgical copper extraction |
US5650057A (en) * | 1993-07-29 | 1997-07-22 | Cominco Engineering Services Ltd. | Chloride assisted hydrometallurgical extraction of metal |
CA2134490C (en) * | 1993-10-29 | 2000-05-23 | John E. Fittock | Process for the preparation of a high purity cobalt intermediate |
-
1995
- 1995-06-07 US US08/488,128 patent/US5650057A/en not_active Ceased
- 1995-11-24 PE PE28564895A patent/PE30096A1/es not_active Application Discontinuation
-
1996
- 1996-01-04 WO PCT/CA1996/000003 patent/WO1996041026A1/en active IP Right Grant
- 1996-01-04 CN CN96194549A patent/CN1057344C/zh not_active Expired - Lifetime
- 1996-01-04 CA CA 2221930 patent/CA2221930C/en not_active Expired - Lifetime
- 1996-01-04 BR BR9608624A patent/BR9608624A/pt not_active IP Right Cessation
- 1996-01-04 DE DE1996610208 patent/DE69610208T2/de not_active Expired - Lifetime
- 1996-01-04 ES ES96900023T patent/ES2153950T3/es not_active Expired - Lifetime
- 1996-01-04 PL PL32359396A patent/PL323593A1/xx unknown
- 1996-01-04 JP JP50001897A patent/JP4180655B2/ja not_active Expired - Fee Related
- 1996-01-04 CA CA 2456772 patent/CA2456772A1/en not_active Abandoned
- 1996-01-04 AU AU42960/96A patent/AU694960C/en not_active Expired
- 1996-01-04 EP EP96900023A patent/EP0832302B1/en not_active Expired - Lifetime
- 1996-01-04 DK DK96900023T patent/DK0832302T3/da active
- 1996-01-04 RU RU98100436A patent/RU2178007C2/ru not_active IP Right Cessation
- 1996-01-04 TR TR97/01570T patent/TR199701570T1/xx unknown
- 1996-01-19 EP EP96900783A patent/EP0832303B1/en not_active Expired - Lifetime
- 1996-01-19 WO PCT/CA1996/000036 patent/WO1996041027A1/en active IP Right Grant
- 1996-01-19 PL PL96323799A patent/PL190594B1/pl not_active IP Right Cessation
- 1996-01-19 BR BR9608499A patent/BR9608499A/pt not_active IP Right Cessation
- 1996-01-19 TR TR97/01568T patent/TR199701568T1/xx unknown
- 1996-01-19 ES ES96900783T patent/ES2159351T3/es not_active Expired - Lifetime
- 1996-01-19 AU AU44766/96A patent/AU709602B2/en not_active Expired
- 1996-01-19 JP JP50001997A patent/JP3609421B2/ja not_active Expired - Fee Related
- 1996-01-19 CN CN96194458A patent/CN1052265C/zh not_active Expired - Lifetime
- 1996-01-19 CA CA 2221781 patent/CA2221781C/en not_active Expired - Lifetime
- 1996-01-19 DE DE1996612617 patent/DE69612617T2/de not_active Expired - Lifetime
- 1996-01-19 KR KR1019970709048A patent/KR100426231B1/ko not_active IP Right Cessation
- 1996-01-19 RU RU98100309A patent/RU2179192C2/ru not_active IP Right Cessation
- 1996-01-23 TW TW85100737A patent/TW408186B/zh active
- 1996-04-17 GT GT199600014A patent/GT199600014A/es unknown
- 1996-06-04 PE PE00040596A patent/PE11197A1/es not_active Application Discontinuation
- 1996-06-04 GT GT199600038A patent/GT199600038A/es unknown
- 1996-06-06 TW TW85106766A patent/TW493008B/zh not_active IP Right Cessation
- 1996-06-07 WO PCT/CA1996/000365 patent/WO1996041029A2/en active IP Right Grant
- 1996-06-07 DE DE69626048T patent/DE69626048D1/de not_active Expired - Lifetime
- 1996-06-07 CN CN96194455A patent/CN1055971C/zh not_active Expired - Fee Related
- 1996-06-07 ES ES96915925T patent/ES2144240T3/es not_active Expired - Lifetime
- 1996-06-07 JP JP50003697A patent/JP3609422B2/ja not_active Expired - Fee Related
- 1996-06-07 AU AU58889/96A patent/AU708844B2/en not_active Expired
- 1996-06-07 CA CA 2356048 patent/CA2356048C/en not_active Expired - Lifetime
- 1996-06-07 TR TR97/01569T patent/TR199701569T1/xx unknown
- 1996-06-07 EP EP19960915925 patent/EP0832306B1/en not_active Expired - Lifetime
- 1996-06-07 CA CA 2356050 patent/CA2356050C/en not_active Expired - Lifetime
- 1996-06-07 TR TR1998/02185T patent/TR199802185T2/xx unknown
- 1996-06-07 DK DK98204322T patent/DK0930373T3/da active
- 1996-06-07 EP EP19980204323 patent/EP0924307B1/en not_active Expired - Lifetime
- 1996-06-07 RU RU98100271A patent/RU2174562C2/ru not_active IP Right Cessation
- 1996-06-07 DE DE1996606036 patent/DE69606036T2/de not_active Expired - Fee Related
- 1996-06-07 BR BR9608483A patent/BR9608483A/pt not_active IP Right Cessation
- 1996-06-07 TR TR1998/02186T patent/TR199802186T2/xx unknown
- 1996-06-07 EP EP19980204322 patent/EP0930373B1/en not_active Expired - Lifetime
- 1996-06-07 CA CA002221940A patent/CA2221940C/en not_active Expired - Lifetime
- 1996-06-07 DK DK96915925T patent/DK0832306T3/da active
- 1996-06-07 DE DE1996629845 patent/DE69629845T2/de not_active Expired - Fee Related
- 1996-06-07 PL PL32378296A patent/PL323782A1/xx unknown
- 1996-06-07 ZA ZA964866A patent/ZA964866B/xx unknown
-
1997
- 1997-12-05 OA OA70158A patent/OA10643A/en unknown
- 1997-12-05 FI FI974427A patent/FI116905B/fi not_active IP Right Cessation
- 1997-12-05 NO NO975707A patent/NO975707D0/no unknown
- 1997-12-05 FI FI974428A patent/FI116145B/fi not_active IP Right Cessation
- 1997-12-18 BG BG102133A patent/BG62178B1/bg unknown
- 1997-12-18 BG BG102132A patent/BG62180B1/bg unknown
- 1997-12-23 BG BG102149A patent/BG62290B1/bg unknown
Non-Patent Citations (1)
Title |
---|
СМИРНОВ В.И. и др. Металлургия меди, никеля и кобальта, ч.II. - М.: Металлургия, 1966, с.214-221. * |
Cited By (2)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
CN113046574A (zh) * | 2021-03-17 | 2021-06-29 | 沈阳有色金属研究院有限公司 | 一种利用铜电解脱铜后液处理粗氢氧化钴制备高纯镍、钴产品的方法 |
CN113046574B (zh) * | 2021-03-17 | 2022-07-29 | 沈阳有色金属研究院有限公司 | 一种利用铜电解脱铜后液处理粗氢氧化钴制备高纯镍、钴产品的方法 |
Also Published As
Similar Documents
Publication | Publication Date | Title |
---|---|---|
RU2174562C2 (ru) | Способ извлечения никеля и/или кобальта (варианты) | |
US6054105A (en) | Process for the solvent extraction of nickel and cobalt values in the presence of magnesium ions from a solution | |
US5855858A (en) | Process for the recovery of nickel and/or cobalt from an ore or concentrate | |
AU740712C (en) | Chloride assisted hydrometallurgical extraction of nickel and cobalt from sulphide or laterite ores | |
EA020759B1 (ru) | Способ переработки никельсодержащего сырья | |
FI125216B (en) | Process for the recovery of metals | |
AU2003233283B2 (en) | Chloride assisted hydrometallurgical extraction of metals | |
AU728941B2 (en) | Process for the recovery of nickel and/or cobalt from a concentrate | |
KR930006088B1 (ko) | 금속황화물로부터 금속과 황원소를 습식야금학적으로 회수하는 방법 | |
MXPA97009729A (en) | Hydrometalurgical extraction of nickel and cobalt assisted by chloride, from sulf minerals | |
AU3878201A (en) | Process for the recovery of nickel, and/or cobalt from a concentrate | |
MXPA97009727A (en) | Hydrometalurgical extraction of metal assisted porclor |
Legal Events
Date | Code | Title | Description |
---|---|---|---|
MM4A | The patent is invalid due to non-payment of fees |
Effective date: 20090608 |