RU2207391C2 - Способ переработки окисленных никель-кобальтовых руд - Google Patents
Способ переработки окисленных никель-кобальтовых руд Download PDFInfo
- Publication number
- RU2207391C2 RU2207391C2 RU2001109556A RU2001109556A RU2207391C2 RU 2207391 C2 RU2207391 C2 RU 2207391C2 RU 2001109556 A RU2001109556 A RU 2001109556A RU 2001109556 A RU2001109556 A RU 2001109556A RU 2207391 C2 RU2207391 C2 RU 2207391C2
- Authority
- RU
- Russia
- Prior art keywords
- nickel
- cobalt
- processing
- ores
- ore
- Prior art date
Links
Images
Landscapes
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Abstract
Изобретение относится к цветной металлургии и может быть использовано при переработке окисленных никель-кобальтовых руд и продуктов их обогащения. В предложенном способе, включающем гидросульфидирование и извлечение флотацией полученных сульфидов металлов, согласно изобретению руду перед гидросульфидированием спекают с восстановителем, полученный спек подвергают мокрому измельчению в присутствии элементарной серы и сульфита натрия и направляют полученную пульпу на гидросульфидирование в автоклав. Обеспечивается высокое извлечение цветных металлов и глубокое отделение их от железа. 4 табл.
Description
Настоящее изобретение относится к области цветной металлургии и может быть использовано при переработке окисленных никель-кобальтовых руд и продуктов их обогащения, а также в черной металлургии для магнитизации гематитовых и лиманитовых руд и полупродуктов.
Известные никель-кобальтовые руды характеризуются сложным, постоянно меняющимся составом. Никель в них находится или в форме свободной окиси, или изомерно замещает железо в рудах латеритного типа, или изомерно замещает магний в рудах силикатного типа. В обеих типах руд кобальт приурочен, в основном, к соединениям марганца.
Способов переработки окисленных никель-кобальтовых руд известно много. Все они по сути сводятся к отысканию условий и приемов разрушения сложных минеральных образований, включающих в себя никель, с переводом никеля в свободное фазовое состояние или в элементарное, или сульфидное, или водорастворимое.
В практике наиболее часто используется метод переработки, основанный на сульфидировании никеля и кобальта элементарной серой, пиритом или гипсом. Шихта переплавляется на штеин, штеин передувается на фаинштеин [1]. По приведенной технологии перерабатывают окисленные никель-кобальтовые руды никелевые комбинаты Орска и В-Уфалея, а также многие предприятия дальнего зарубежья. Другие предприятия (Канады, США и т.д.) предпочитают восстановительную плавку на ферроникель. Ряд предприятий (особенно Япония) используют метод восстановительного спекания с выделением восстановленных железа, никеля, кобальта из остывшей спеченной массы после ее измельчения магнитной сепарацией.
В практике широко используется также метод гидрометаллургической переработки прямого извлечения из руд никеля и кобальта аммиачно-карбонатным или сернокислотным выщелачиванием (заводы Кубы, Австралии, Новой Каледонии и т. д.). Австралийские ученые предложили восстанавливать никель прямой разваркой окисленных руд в кипящем глицерине. Метод не нашел применения из-за чрезмерно большого расхода дорогостоящего глицерина [2, 3].
Известен способ сульфидирования никеля и кобальта эдементьарной серой при температуре 230-240oС, рН 4,6 в воде при расходе серы 0,15-0,20 т на тонну руды, а образовавшиеся сульфиды в руде окислять селективно [4, 5]
За прототип принят способ переработки окисленных никель-кобальтовых руд, включающий гидросульфидирование и извлечение флотацией полученных сульфидов [6].
За прототип принят способ переработки окисленных никель-кобальтовых руд, включающий гидросульфидирование и извлечение флотацией полученных сульфидов [6].
Все известные способы, в том числе и прототип, имеют ряд серьезных недостатков, главными из которых являются: многостадиальность разделительных процессов, высокая энерго- и реагентоемкость, протекание восстановительных процессов при высоких температурах (значительно выше 1000oС), а гидросульфидирования сырой руды при температуре 230-240oС, обуславливающей давление в автоклаве более 20 атм.
Настоящее техническое решение позволяет достичь высокого извлечения цветных металлов с глубоким отделением их от железа простыми и дешевыми методами. Суть решения состоит в том, что руда подвергается восстановительно-магнетизирующему спеканию при температуре 900-1000oС с расходом восстановителя (молотого каменного угля) в пределе 1,5-2% от веса перерабатываемой руды, спек измельчается до крупности 100% минус 0,1 мм с одновременной подачей в мельницу элементарной серы из расчета 0,6-0,8 кг на 1 кг извлекаемых металлов и сульфита натрия (Na2SO3) из расчета концентрации в жидкой фазе от 5 до 10 г/л. Пульпа с мельницы при Т:Ж=1:1,5-2,5 подвергается гидросульфидированию при температуре 140-160oС в течение 40-60 минут, охлаждается и флотируется с использованием в качестве основных реагентов бутилксантогената калия, дифенилтиокарбозида и соснового масла. В пенный продукт извлекаются на 94-97% никель, кобальт, медь и цинк с незначительным увлечением железа и пустой породы.
Коллективный концентрат может быть переработан любым из известных и освоенных практикой способов, например путем окислительного обжига, восстановительной плавки с отгонкой цинка, розлива никеля в аноды для электролитического рафинирования.
Техническое решение отрабатывалось применительно к переработке окисленных никель-кобальтовых руд Шалапского (Алтайский край) месторождения. Руда Шалапского месторождения двух типов: латеритная (охры) и силикатная (серпентиновая). Единая усредненная проба, составленная пропорционально запасам, имела состав, %:
Ni - 1,2
S - 0,01
SiO2 - 37
Co - 0,17
Р2O5 - 0,20
Al2O3 - 3,4
Cu - 0,10
Fe2O3 - 32
MgO - 6,7
Zn - 0,91
FeO - 0,39
CaO - 1,2
Методика проведения исследований была следующей: навеска средней пробы руды, измельченной на 100% по классу минус 1 мм, шихтовалась с измельченным углем, спекалась при температуре 850-1000oС, спек подвергался мокрому измельчению на 100% минус 0,1 мм, при измельчении в пульпу задавалась элементарная сера из расчета расхода 0,6-0,8 г на 1 г извлекаемых металлов и сульфит натрия (Na2SO3) до концентрации в жидкой фазе в пределе 5-10 г/л. Пульпа после измельчения помещалась в автоклав для гидросульфидирования при температуре 140-160oС. Гидросульфидированный материал охлаждался, смешивался с флотореагентами и поступал на флотацию. Флотоконцентрат и хвосты анализировались.
Ni - 1,2
S - 0,01
SiO2 - 37
Co - 0,17
Р2O5 - 0,20
Al2O3 - 3,4
Cu - 0,10
Fe2O3 - 32
MgO - 6,7
Zn - 0,91
FeO - 0,39
CaO - 1,2
Методика проведения исследований была следующей: навеска средней пробы руды, измельченной на 100% по классу минус 1 мм, шихтовалась с измельченным углем, спекалась при температуре 850-1000oС, спек подвергался мокрому измельчению на 100% минус 0,1 мм, при измельчении в пульпу задавалась элементарная сера из расчета расхода 0,6-0,8 г на 1 г извлекаемых металлов и сульфит натрия (Na2SO3) до концентрации в жидкой фазе в пределе 5-10 г/л. Пульпа после измельчения помещалась в автоклав для гидросульфидирования при температуре 140-160oС. Гидросульфидированный материал охлаждался, смешивался с флотореагентами и поступал на флотацию. Флотоконцентрат и хвосты анализировались.
Пример 1
Изучалась степень металлизации никеля и кобальта в зависимости от температуры спекания, расхода восстановителя и степени измельчения руды и восстановителя. Результаты опытов представлены в табл. 1. Установлено, что высокая степень металлизации никеля и кобальта и магнетизации железа достигается в интервале температур 900-1000oС при расходе восстановителя (каменного угля Кузнецкой группы месторождений) в пределе 1,5-2% от веса руды. Время спекания 40 мин.
Изучалась степень металлизации никеля и кобальта в зависимости от температуры спекания, расхода восстановителя и степени измельчения руды и восстановителя. Результаты опытов представлены в табл. 1. Установлено, что высокая степень металлизации никеля и кобальта и магнетизации железа достигается в интервале температур 900-1000oС при расходе восстановителя (каменного угля Кузнецкой группы месторождений) в пределе 1,5-2% от веса руды. Время спекания 40 мин.
Пример 2
Изучалось влияние продолжительности гидросульфидирования, температуры, крупности помола спека, расхода элементарной серы и концентрации сульфита натрия в растворе на извлечение никеля, кобальта, меди и цинка во флотоционный концентрат. При флотации использовались реагенты: сосновое масло, бутилксантогенат калия (в пределе 0,1 г/т) и дифенилтиокарбазид (в пределе 0,13 г/т).
Изучалось влияние продолжительности гидросульфидирования, температуры, крупности помола спека, расхода элементарной серы и концентрации сульфита натрия в растворе на извлечение никеля, кобальта, меди и цинка во флотоционный концентрат. При флотации использовались реагенты: сосновое масло, бутилксантогенат калия (в пределе 0,1 г/т) и дифенилтиокарбазид (в пределе 0,13 г/т).
Процесс гидросульфидирования описывается реакциями, выраженными уравнением (1) - сульфидирования элементарных металлов, уравнениями (2 и 3) - сульфидирования оставшихся не восстановленными силиката и феррита никеля
Ni+S+Na2SO3+H2O=NiS+Na2SO4+H2SO3+H2S (1)
NiSiO3+4S+Na2SO3+3H2O=NiS+Na2SO4+SiO2+H2SO3+H2S (2)
3NiO•Fe2O3+4Н2S=3NiS+2Fe3O4+S+H2O (3)
Результаты опытов представлены в табл. 2 и 3.
Ni+S+Na2SO3+H2O=NiS+Na2SO4+H2SO3+H2S (1)
NiSiO3+4S+Na2SO3+3H2O=NiS+Na2SO4+SiO2+H2SO3+H2S (2)
3NiO•Fe2O3+4Н2S=3NiS+2Fe3O4+S+H2O (3)
Результаты опытов представлены в табл. 2 и 3.
Пример 3
Изложены результаты балансовых опытов (средние данные из трех параллелий) по технологическим операциям переработки руды при оптимальных параметрах их ведения: помол руды 100% минус 0,5 мм, расход восстановителя (Кузнецкий уголь) 2% от веса руды, температура спекания 900-1000oС, время 40 минут, помол спека 100% минус 0,1 мм, расход серы 0,8 кг на 1 кг извлекаемых металлов, концентрация сульфита натрия в растворе 10 г/л, температура гидросульфидирования 140oС, продолжительность 40 мин.
Изложены результаты балансовых опытов (средние данные из трех параллелий) по технологическим операциям переработки руды при оптимальных параметрах их ведения: помол руды 100% минус 0,5 мм, расход восстановителя (Кузнецкий уголь) 2% от веса руды, температура спекания 900-1000oС, время 40 минут, помол спека 100% минус 0,1 мм, расход серы 0,8 кг на 1 кг извлекаемых металлов, концентрация сульфита натрия в растворе 10 г/л, температура гидросульфидирования 140oС, продолжительность 40 мин.
Результаты балансовых опытов представлены в табл. 4.
Перед восстановительной плавкой огарка из последнего предварительно отгонялся цинк при температуре в пределе замеров 1150-1250oС.
Источники информации
1. В. И. Смирнов, А.А. Цейдлер, И.Ф. Худяков, А.И. Тихонов. Металлургия меди, никеля и кобальта. М.: Металлургия, 1966 г., 404 с.
1. В. И. Смирнов, А.А. Цейдлер, И.Ф. Худяков, А.И. Тихонов. Металлургия меди, никеля и кобальта. М.: Металлургия, 1966 г., 404 с.
2. Н. Н. Севрюков, Б.А. Кузьмин, Е.В. Челишев. Общая металлургия. М.: Металлургия, 1976 г., 568 с.
3. Металлургия меди, никеля и кобальта. Сб. трудов международной конференции, ред. А.А. Цейдлер, М.: Металлургия, 1965 г., 500 с.
4. И. Ф. Худяков, А.И. Тихонов, В.И. Деев, С.С. Найбоченко. Металлургия никеля и кобальта. М.: Металлургия, 1977 г., 264 с.
5. Л.И. Пименов, В.И. Михайлов Переработка окисленных никелевых руд., М. : Металлургия, 1972 г., 336 с. с ил.
6. US 4511540, кл. C 22 B 3/00, oпубл. 16.04.1985.
Claims (1)
- Способ переработки окисленных никель-кобальтовых руд, включающий гидросульфидирование и извлечение флотацией полученных сульфидов металлов, отличающийся тем, что руду перед гидросульфидированием спекают с восстановителем, полученный спек подвергают мокрому измельчению в присутствии элементарной серы и сульфита натрия и направляют полученную пульпу на гидросульфидирование в автоклав.
Priority Applications (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
RU2001109556A RU2207391C2 (ru) | 2001-04-09 | 2001-04-09 | Способ переработки окисленных никель-кобальтовых руд |
Applications Claiming Priority (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
RU2001109556A RU2207391C2 (ru) | 2001-04-09 | 2001-04-09 | Способ переработки окисленных никель-кобальтовых руд |
Publications (2)
Publication Number | Publication Date |
---|---|
RU2207391C2 true RU2207391C2 (ru) | 2003-06-27 |
RU2001109556A RU2001109556A (ru) | 2003-06-27 |
Family
ID=29209484
Family Applications (1)
Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
---|---|---|---|
RU2001109556A RU2207391C2 (ru) | 2001-04-09 | 2001-04-09 | Способ переработки окисленных никель-кобальтовых руд |
Country Status (1)
Country | Link |
---|---|
RU (1) | RU2207391C2 (ru) |
-
2001
- 2001-04-09 RU RU2001109556A patent/RU2207391C2/ru active
Similar Documents
Publication | Publication Date | Title |
---|---|---|
EP1644541B1 (en) | Process for recovery of nickel and cobalt by heap leaching of low grade nickel or cobalt containing material | |
RU2355793C2 (ru) | Способ извлечения никеля, кобальта и других неблагородных металлов из латеритных руд с использованием кучного выщелачивания и продукт, содержащий никель, кобальт и другие металлы и полученный из латеритных руд | |
US7871584B2 (en) | Consecutive or simultaneous leaching of nickel and cobalt containing ores | |
NZ198818A (en) | Sulphuric acid leaching of lateritic nickel ores | |
CN111085336B (zh) | 一种从回转窑窑渣中回收铁质原料及尾渣无害化的方法 | |
Moats et al. | Nickel and cobalt production | |
CN103146911A (zh) | 一种结合氧化铜矿石及回收伴生有价金属的选矿方法 | |
US4442072A (en) | Selective recovery of base metals and precious metals from ores | |
Iwasaki et al. | Processing techniques for difficult-to-treat ores by combining chemical metallurgy and mineral processing | |
AU2004257842B2 (en) | Method for smelting copper concentrates | |
Kurama et al. | Recovery of zinc from waste material using hydro metallurgical processes | |
RU2207391C2 (ru) | Способ переработки окисленных никель-кобальтовых руд | |
RU2149709C1 (ru) | Способ переработки окисленных медных руд | |
Göveli | Nickel extraction from gördes laterites by hydrochloric acid leaching | |
RU2202637C2 (ru) | Способ переработки окисленных никель-кобальтовых руд | |
CA1095260A (en) | Nickel sulfide benefication process | |
Pandey et al. | Pressure sulpuric acid leaching of a sulphide concentrate to recover copper, nickel and cobalt | |
Hara et al. | Carbothermic processing of copper–cobalt mineral sulphide concentrates and slag waste for the extraction of metallic values | |
Ellis | Treatment of gold-telluride ores | |
Moats et al. | Nickel and Cobalt | |
RU2149706C1 (ru) | Способ обогащения минерального сырья | |
Takagi et al. | Study on the use of laterite as an iron-making material—Research at Nippon Steel Corporation | |
US20160376681A1 (en) | Process to thermally upgrade metal-containing limonite or saprolite ores via magnetic separation and the use of the magnetic concentrate as seeds | |
JPH09194957A (ja) | マンガンノジュールからの有価金属の回収方法 | |
Nheta et al. | Recovery of nickel from reverberatory furnace slag by sulfurization and flotation |