RU2191850C1 - Method for making cathode nickel - Google Patents
Method for making cathode nickel Download PDFInfo
- Publication number
- RU2191850C1 RU2191850C1 RU2001120637A RU2001120637A RU2191850C1 RU 2191850 C1 RU2191850 C1 RU 2191850C1 RU 2001120637 A RU2001120637 A RU 2001120637A RU 2001120637 A RU2001120637 A RU 2001120637A RU 2191850 C1 RU2191850 C1 RU 2191850C1
- Authority
- RU
- Russia
- Prior art keywords
- nickel
- copper
- chlorine
- cobalt
- iron
- Prior art date
Links
Images
Landscapes
- Electrolytic Production Of Metals (AREA)
Abstract
Description
Изобретение относится к области цветной металлургии, в частности к способам получения катодного никеля из сульфидного медно-никелевого сырья. The invention relates to the field of non-ferrous metallurgy, in particular to methods for producing cathode nickel from sulfide copper-nickel raw materials.
Известен способ прямого хлоридного выщелачивания файнштейна, содержащего значительное количество меди, хлором, выделяющимся при электроэкстракции никеля из хлоридных растворов (Metall Bulletin Monthly Ferro-Alloys Supplement, Nov. l997, p. 27). Способ включает растворение материала, очистку растворов от примесей, обжиг остатка выщелачивания, содержащего медь, драгоценные металлы и серу, дальнейшее выщелачивание меди и получение остатка, содержащего драгоценные металлы. A known method of direct chloride leaching of a Feinstein containing a significant amount of copper with chlorine released during the electroextraction of nickel from chloride solutions (Metall Bulletin Monthly Ferro-Alloys Supplement, Nov. l997, p. 27). The method includes dissolving the material, cleaning solutions from impurities, firing the leach residue containing copper, precious metals and sulfur, further leaching of copper and obtaining a residue containing precious metals.
Недостатком данного способа является необходимость операции обжига для удаления серы из материала, содержащего значительное количество драгметаллов. Кроме того, при хлоридном выщелачивании материалов, содержащих серу, часть ее окисляется хлором, что приводит к дополнительному его расходу и накоплению сульфатов в схеме электролиза никеля, а также необходимости вывода части растворов. The disadvantage of this method is the need for a firing operation to remove sulfur from a material containing a significant amount of precious metals. In addition, during chloride leaching of materials containing sulfur, part of it is oxidized with chlorine, which leads to its additional consumption and the accumulation of sulfates in the nickel electrolysis scheme, as well as the need to remove some solutions.
Известен способ прямого хлоридного выщелачивания маломедистого файнштейна хлором, выделяющимся при электроэкстракции никеля из хлоридных растворов (EPD Congr. 1992: Proc. Symp. TMS Annu. Meet., San Diego, Calif., March 1-5, 1992, Warrendale (Pa), c.713-727). Способ включает растворение материала, очистку растворов от примесей, высокотемпературную фильтрацию остатка выщелачивания для разделения серы и драгоценных металлов. A known method of direct chloride leaching of low-copper Feinstein with chlorine released during the electroextraction of nickel from chloride solutions (EPD Congr. 1992: Proc. Symp. TMS Annu. Meet., San Diego, Calif., March 1-5, 1992, Warrendale (Pa), c. 713-727). The method includes dissolving the material, cleaning solutions from impurities, high-temperature filtration of the leach residue to separate sulfur and precious metals.
Недостатком данного способа являются потери драгоценных металлов с серой, а также указанное выше окисление серы хлором при растворении. The disadvantage of this method is the loss of precious metals with sulfur, as well as the above oxidation of sulfur by chlorine upon dissolution.
Наиболее близким к заявляемому изобретению является способ получения катодного никеля, состоящий из флотационного разделения файнштейна на никелевый и медный концентраты, окислительного обжига никелевого концентрата, восстановления закиси никеля, растворения ее в сернокислом электролите, очистки сульфатного анолита от железа, меди и кобальта и электроэкстракции никеля с нерастворимыми анодами (патент РФ 2141010, МПК С 25 С 1/08. Способ получения катодного никеля. Хагажеев Д.Т., Мироевский Г.П, Попов И.О., Онищин Б.П., Розенберг Ж.И., Рябко А.Г., БИ 31, 1999). Closest to the claimed invention is a method for producing cathode nickel, consisting of flotation separation of Feinstein into nickel and copper concentrates, oxidative roasting of nickel concentrate, reduction of nickel oxide, dissolution of it in sulfuric acid electrolyte, purification of sulfate anolyte from iron, copper and cobalt and electroextraction of nickel with insoluble anodes (RF patent 2141010, IPC С 25
В данном способе получение электролита происходит путем растворения восстановленной закиси никеля в сернокислом электролите, получаемом при электролизе никеля. In this method, the production of an electrolyte occurs by dissolving the reduced nickel oxide in the sulfuric acid electrolyte obtained by nickel electrolysis.
Недостатком известного способа является то, что для растворения восстановленного материала в серной кислоте требуется использование дополнительного окислителя в виде кислорода или воздуха, что приводит к дополнительным эксплуатационным затратам. Кроме того, низкая эффективность окисления кислородом при нормальных условиях приводит к низкой скорости процессов сернокислотного растворения в целом, что требует больших объемов реакционного оборудования. The disadvantage of this method is that the dissolution of the reduced material in sulfuric acid requires the use of an additional oxidizing agent in the form of oxygen or air, which leads to additional operating costs. In addition, the low efficiency of oxygen oxidation under normal conditions leads to a low rate of sulfuric acid dissolution processes in general, which requires large volumes of reaction equipment.
Технические возможности электролиза из сульфатных сред не позволяют получить концентрацию серной кислоты в отходящем из ванн электролите выше 50-100 г/л, что приводит к необходимости циркуляции больших объемов растворов через переделы растворения и очистки от примесей (15-33 м3 раствора на одну тонну производимого никеля). Эксплуатационные затраты и расходы реагентов на переделах очистки в значительной мере определяются объемами циркулирующих растворов. Указанные выше недостатки приводят к большим капитальным и эксплуатационным затратам на реализацию данной схемы.The technical capabilities of electrolysis from sulfate media do not allow to obtain a concentration of sulfuric acid in the electrolyte leaving the bathtubs above 50-100 g / l, which makes it necessary to circulate large volumes of solutions through redistribution and purification from impurities (15-33 m 3 of solution per ton nickel produced). The operating costs and costs of reagents in the redistribution of treatment are largely determined by the volume of circulating solutions. The above disadvantages lead to large capital and operating costs for the implementation of this scheme.
Настоящее изобретение направлено на интенсификацию процессов растворения; снижение затрат реагентов и энергетических затрат на производство электролитного никеля и концентрата драгоценных металлов. The present invention is directed to the intensification of dissolution processes; reduction of reagent costs and energy costs for the production of electrolyte nickel and precious metal concentrate.
Предлагаемый способ включает флотационное разделение файнштейна на никелевый и медный концентраты, окислительный обжиг никелевого концентрата, восстановление продукта обжига, растворение его, очистку анолита от меди, железа и кобальта, электроэкстракцию никеля в ваннах с нерастворимыми анодами. В отличие от прототипа электроэкстракцию ведут из хлоридного раствора, полученного путем растворения хлором восстановленного продукта обжига, в котором доля окисленных металлов не превышает полуторакратной суммы железа и кобальта, а остаток выщелачивания перерабатывают с использованием соляной кислоты. The proposed method includes flotation separation of Feinstein into nickel and copper concentrates, oxidative roasting of nickel concentrate, restoration of the roasting product, its dissolution, purification of anolyte from copper, iron and cobalt, electroextraction of nickel in baths with insoluble anodes. In contrast to the prototype, electroextraction is carried out from a chloride solution obtained by dissolving the reduced calcination product in chlorine, in which the proportion of oxidized metals does not exceed one and a half times the amount of iron and cobalt, and the leach residue is processed using hydrochloric acid.
Высокая активность хлора как окислителя обеспечивает более высокую скорость растворения, по сравнению с прототипом. В процессе выщелачивания получаются растворы с высоким содержанием никеля 200-250 г/л, что снижает циркуляцию раствора через очистные переделы до 4-5 м3/т никеля.The high activity of chlorine as an oxidizing agent provides a higher dissolution rate compared to the prototype. In the leaching process, solutions with a high nickel content of 200-250 g / l are obtained, which reduces the circulation of the solution through the treatment stage to 4-5 m 3 / t of nickel.
Низкие расходы растворов через переделы очистки и более высокие относительные концентрации примесей позволяют снизить расходы реагентов и эксплуатационные затраты очистных переделов. Low flow rates of solutions through purification stages and higher relative concentrations of impurities can reduce reagent costs and operating costs of treatment plants.
Остаток выщелачивания - окисленная часть закиси никеля растворяется в соляной кислоте с получением хлоридных растворов металлов и концентрата драгоценных металлов. Растворение окисленной части в кислоте может проводиться как одновременно с хлоридным растворением, так и в отдельном цикле. Leaching residue - the oxidized portion of nickel oxide is dissolved in hydrochloric acid to obtain chloride solutions of metals and a concentrate of precious metals. The dissolution of the oxidized part in acid can be carried out both simultaneously with chloride dissolution, and in a separate cycle.
Для сохранения баланса хлора и кислоты в схеме доля восстановленных металлов в восстановленном продукте обжига должна быть не ниже той, при которой обеспечивается полная утилизация выделяющего при электролизе никеля хлора на операциях растворения и очистки. Поскольку традиционные способы очистки предполагают осаждение железа и кобальта в трехвалентном состоянии, на окисление которых используется хлор, то указанное выше требование будет удовлетворено, если общее количество окисленных металлов в восстановленном продукте обжига не будет превышать полуторакратной суммы железа и кобальта. To maintain the balance of chlorine and acid in the scheme, the proportion of reduced metals in the reduced calcination product should not be lower than that at which the complete utilization of chlorine nickel liberated during electrolysis during dissolution and cleaning operations is ensured. Since traditional purification methods involve the precipitation of iron and cobalt in a trivalent state, chlorine is used for oxidation, the above requirement will be satisfied if the total amount of oxidized metals in the reduced calcination product does not exceed one and a half times the amount of iron and cobalt.
При более низкой степени восстановления, чем заявлено, количество хлора, выделяющегося при электролизе, превысит его потребление на растворение восстановленной части материала и операции очистки, что приведет к необходимости дополнительных затрат на утилизацию избытков хлора или его конверсию в соляную кислоту. At a lower degree of reduction than stated, the amount of chlorine released during electrolysis will exceed its consumption for dissolving the recovered part of the material and the cleaning operation, which will lead to the need for additional costs for the disposal of excess chlorine or its conversion to hydrochloric acid.
Принципиальная схема способа получения катодного никеля изображена на чертеже. A schematic diagram of a method for producing cathode nickel is shown in the drawing.
Пример. Перерабатывается 1 тонна восстановленного продукта обжига следующего состава: никель - СNi%, медь - СCu%, кобальт - СCo%, железо - СFе%, где СMе - содержание металлов.Example. 1 ton of the recovered firing product of the following composition is processed: nickel - С Ni %, copper - С Cu %, cobalt - С Co %, iron - С Фе %, where С Me - metal content.
Материал выщелачивается оборотным хлором, полученным в процессе электроэкстракции никеля. The material is leached with reverse chlorine obtained in the process of nickel electroextraction.
Очистка от меди производится путем цементации исходным материалом и она в расчетах баланса хлора не участвует. Copper is cleaned by cementing with the starting material and it is not involved in the calculations of the balance of chlorine.
Очистка от железа и кобальта производится путем окисления металлов до трехвалентного состояния и нейтрализации карбонатом никеля, полученным из собственных растворов. При этом часть хлора теряется, и дефицит покрывается либо хлором при большой степени восстановления материала, либо соляной кислотой при растворении окисленной части материала. При полном растворении никеля и без учета потерь будет получено 10СNi кг никеля в растворе. При электролизе данного количества никеля выделится хлора:
10CNi/59•35,5•2=710CNi/59,
где 59 и 35,5•2 - молекулярный вес соответственно никеля и хлора.Purification from iron and cobalt is carried out by oxidation of metals to a trivalent state and neutralization with nickel carbonate obtained from proprietary solutions. In this case, part of the chlorine is lost, and the deficit is covered either with chlorine with a high degree of reduction of the material, or with hydrochloric acid when the oxidized part of the material is dissolved. With complete dissolution of nickel and without taking into account losses, 10C Ni kg of nickel in solution will be obtained. During the electrolysis of this amount of nickel, chlorine will be released:
10C Ni / 59 • 35.5 • 2 = 710C Ni / 59,
where 59 and 35.5 • 2 are the molecular weights of nickel and chlorine, respectively.
При осуществлении операций очистки от железа и кобальта для окисления их до трехвалентного состояния будет потрачено соответственно:
10СFе/56•35,5=355•СFе/56 кг хлора на железо;
10СCо/59•35,5=355•СCо/59 кг хлора на кобальт, где 56 и 59 - молекулярный вес железа и кобальта.When carrying out cleaning operations from iron and cobalt to oxidize them to a trivalent state, respectively, will be spent:
10С Fe / 56 • 35.5 = 355 • С Fe / 56 kg of chlorine per iron;
10C Co / 59 • 35.5 = 355 • C Co / 59 kg of chlorine per cobalt, where 56 and 59 are the molecular weights of iron and cobalt.
Общее количество хлора, которое возвращается на операцию выщелачивания, составит:
355(2CNi/59-СFе/56-СCо/59).The total amount of chlorine that is returned to the leaching operation will be:
355 (2C Ni / 59-C Fe / 56-C Co / 59).
Для растворения полностью восстановленного материала с учетом того, что все металлы в двухвалентном состоянии, необходимо:
10СNi•35,5•2/59+10СFе•35,5•2/56+10СCо•35,5•2/59 кг хлора.To dissolve a completely reduced material, taking into account the fact that all metals are in a divalent state, it is necessary:
10С Ni • 35.5 • 2/59 + 10С Fe • 35.5 • 2/56 + 10С Co • 35.5 • 2/59 kg of chlorine.
Пусть α - доля окисленных металлов в восстановленном продукте обжига. Из условия
(1-α)•(10CNi•35,5•2/59+10CFe•35,5•2/56+10CCo•35,5•2/59)>355(2CNi/59-CFe/56-СCо/59)
вытекает, что для того, чтобы не было избытка хлора, необходимо чтобы
При большей доле окисленного материала количество выделившегося при электролизе хлора превышает объемы, необходимые для растворения восстановленной части материала, и необходимо идти на дополнительные затраты, связанные с нейтрализацией избыточного хлора, выделяющегося при электролизе никеля, либо проводить неполное растворение окисленной части материала, что приведет к уменьшению прямого извлечения цветных металлов и ухудшению качества концентрата драгоценных металлов.Let α be the fraction of oxidized metals in the reduced calcination product. From the condition
(1-α) • (10C Ni • 35.5 • 2/59 + 10C Fe • 35.5 • 2/56 + 10C Co • 35.5 • 2/59)> 355 (2C Ni / 59-C Fe / 56-C Co / 59)
it follows that in order to avoid excess chlorine, it is necessary that
With a larger proportion of oxidized material, the amount of chlorine released during electrolysis exceeds the volumes necessary to dissolve the reduced part of the material, and it is necessary to incur additional costs associated with neutralizing the excess chlorine released during electrolysis of nickel, or to carry out incomplete dissolution of the oxidized part of the material, which will lead to a decrease direct extraction of non-ferrous metals and the deterioration of the quality of the concentrate of precious metals.
Примеры лабораторных опытов растворения материала с разной степенью восстановления приведены в таблице. Examples of laboratory experiments on dissolving a material with varying degrees of reduction are given in the table.
Растворение материала, содержащего 95% восстановленных металлов и менее 5% окисленных, что меньше полуторакратной суммы железа и кобальта, характеризуется небольшим выходом остатка выщелачивания и расходом соляной кислоты. Высокая концентрация никеля в растворе позволяет эффективно провести последующие операции очистки растворов. The dissolution of a material containing 95% reduced metals and less than 5% oxidized, which is less than one and a half times the amount of iron and cobalt, is characterized by a small yield of the leach residue and the consumption of hydrochloric acid. The high concentration of nickel in the solution allows you to effectively carry out subsequent cleaning operations of solutions.
Растворение материала, содержащего 84% восстановленных металлов, в котором доля окисленных металлов более полуторакратной суммы железа и кобальта, привело к большому выходу остатка выщелачивания и высоким расходам соляной кислоты. The dissolution of a material containing 84% reduced metals, in which the proportion of oxidized metals is more than one and a half times the amount of iron and cobalt, led to a large yield of leach residue and high consumption of hydrochloric acid.
Полученный результат подтверждает, что совокупность заявленных нами признаков изобретения по сравнению с известными аналогами позволяет существенно упростить технологию получения катодного никеля из восстановленной закиси никеля. The obtained result confirms that the totality of the claimed features of the invention in comparison with the known analogues can significantly simplify the technology for producing cathode nickel from reduced nickel oxide.
Claims (1)
Priority Applications (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
RU2001120637A RU2191850C1 (en) | 2001-07-23 | 2001-07-23 | Method for making cathode nickel |
Applications Claiming Priority (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
RU2001120637A RU2191850C1 (en) | 2001-07-23 | 2001-07-23 | Method for making cathode nickel |
Publications (1)
Publication Number | Publication Date |
---|---|
RU2191850C1 true RU2191850C1 (en) | 2002-10-27 |
Family
ID=20252016
Family Applications (1)
Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
---|---|---|---|
RU2001120637A RU2191850C1 (en) | 2001-07-23 | 2001-07-23 | Method for making cathode nickel |
Country Status (1)
Country | Link |
---|---|
RU (1) | RU2191850C1 (en) |
-
2001
- 2001-07-23 RU RU2001120637A patent/RU2191850C1/en not_active IP Right Cessation
Non-Patent Citations (1)
Title |
---|
ХЕЙФЕЦ В.Л. и др. Электролиз никеля. - М.: Металлургия, 1975, с. 13-18. * |
Similar Documents
Publication | Publication Date | Title |
---|---|---|
CA2639165C (en) | Method for recovering metal from ore | |
CN101818250B (en) | Method for processing cobalt-copper-iron alloy | |
JP5069173B2 (en) | Method for recovering copper from minerals | |
EP1966401A1 (en) | Method for recovering rare metals in a zinc leaching process | |
CN104046785A (en) | Method for processing waste copper/iron-based diamond tool bit | |
JP5439997B2 (en) | Method for recovering copper from copper-containing iron | |
CN102051478A (en) | Wet process for treating lead copper matte | |
JP2008266774A (en) | Zinc recovery method | |
AU8187698A (en) | Method for producing copper in hydrometallurgical process | |
FI116684B (en) | Procedure for treating anode slurry | |
ZA200501592B (en) | Method for the recovery of metals using chloride leaching and extraction | |
CN106884093B (en) | A kind of thick aurin smelting method | |
JP6233478B2 (en) | Purification method of bismuth | |
JP2008208441A (en) | Solvent extraction method for chloride aqueous solution | |
JP2008115429A (en) | Method for recovering silver in hydrometallurgical copper refining process | |
WO2018138917A1 (en) | Bismuth purification method | |
RU2628946C2 (en) | PREPARATION METHOD OF PURE ELECTROLYTIC CONDUCTOR CuSo4 FROM MULTICOMPONENT SOLUTIONS AND ITS REGENERATION, WHEN PRODUCING CATHODE COPPER BY ELECTROLYSIS WITH INSOLUBLE ANODE | |
CN106756047B (en) | High sundries silver anode slime puies forward the processing method of gold | |
RU2191850C1 (en) | Method for making cathode nickel | |
JPH05311264A (en) | Method for recovering valuable matter by wet process treatment of copper electrolyzing slime | |
JP2020105588A (en) | Treatment method of mixture containing noble metal, selenium and tellurium | |
JP4506660B2 (en) | Silver recovery method in wet copper smelting process | |
JP3772770B2 (en) | Method for recovering precious metals from copper electrolytic slime | |
RU2280086C2 (en) | Refined silver producing method | |
JP6750454B2 (en) | Method for removing impurities from bismuth electrolyte |
Legal Events
Date | Code | Title | Description |
---|---|---|---|
MM4A | The patent is invalid due to non-payment of fees |
Effective date: 20130724 |