RU2245933C1 - Method for reprocessing of oxidized nickel-cobalt ore - Google Patents
Method for reprocessing of oxidized nickel-cobalt ore Download PDFInfo
- Publication number
- RU2245933C1 RU2245933C1 RU2003123702/02A RU2003123702A RU2245933C1 RU 2245933 C1 RU2245933 C1 RU 2245933C1 RU 2003123702/02 A RU2003123702/02 A RU 2003123702/02A RU 2003123702 A RU2003123702 A RU 2003123702A RU 2245933 C1 RU2245933 C1 RU 2245933C1
- Authority
- RU
- Russia
- Prior art keywords
- granules
- ore
- nickel
- sulfuric acid
- leaching
- Prior art date
Links
Landscapes
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Abstract
Description
Изобретение относится к способам извлечения никеля и кобальта из руд и может быть использовано при переработке окисленных никелевых и кобальтовых руд.The invention relates to methods for the extraction of nickel and cobalt from ores and can be used in the processing of oxidized nickel and cobalt ores.
Известен способ автоклавного сернокислотного выщелачивания окисленных руд [1]. По этому способу, например, на заводе Моа Бей рудную пульпу, содержащую 45% твердого, подогревают в нагревательных колоннах острым паром, а затем выщелачивают в цепочке из четырех паролифтных автоклавов. Обработку ведут при температуре 240-250°С (давление около 4,0 МПа). Необходимую серную кислоту (98%-ную) в количестве примерно 240 кг/т руды подают в первый автоклав. Перемешивание в автоклавах осуществляют острым паром. Время выщелачивания 1-2 часа, при этом в раствор переходит около 95% никеля и кобальта. Недостатки процесса - высокая стоимость аппаратуры для автоклавного выщелачивания, сложность эксплуатации автоклавов.A known method of autoclave sulfuric acid leaching of oxidized ores [1]. According to this method, for example, at the Moa Bay plant, ore pulp containing 45% solid is heated with hot steam in the heating columns, and then leached in a chain of four steam lift autoclaves. Processing is carried out at a temperature of 240-250 ° C (pressure of about 4.0 MPa). The required sulfuric acid (98%) in an amount of about 240 kg / t of ore is fed into the first autoclave. Mixing in autoclaves is carried out with direct steam. Leaching time is 1-2 hours, while about 95% of nickel and cobalt passes into the solution. The disadvantages of the process are the high cost of equipment for autoclave leaching, the complexity of the operation of autoclaves.
Наиболее близок к предлагаемому техническому решению способ извлечения никеля и кобальта выщелачиванием серной кислотой при атмосферном давлении никелевых латеритовых руд с высоким содержанием серпентина [2]. По этому способу при атмосферном давлении проводят выщелачивание никеля и кобальта из тонкоизмельченной распульпованной в воде руды (содержание руды 15-33%) серной кислотой при температуре 80-100°С. Расход серной кислоты составляет 80-100% от веса сухой руды. Продолжительность выщелачивания - 1 час. Испытаны семь образцов руды с содержанием 1,92-3,34% никеля и 0,02-0,18% кобальта. Извлечение в раствор колебалось для никеля в пределах 71-96%, для кобальта - 95-97%. Избыток кислоты нейтрализуют известняком для частичного выделения железа. Недостатки способа - значительный избыточный расход кислоты, широкий интервал колебаний извлечения никеля из различных проб руд и, кроме того, сложность отделения тонкоизмельченной выщелаченной руды от товарного раствора.Closest to the proposed technical solution is a method for the extraction of nickel and cobalt by leaching with sulfuric acid at atmospheric pressure of nickel lateritic ores with a high content of serpentine [2]. According to this method, at atmospheric pressure, nickel and cobalt are leached from finely ground ore pulped in water (ore content 15-33%) with sulfuric acid at a temperature of 80-100 ° C. The consumption of sulfuric acid is 80-100% by weight of dry ore. Duration of leaching is 1 hour. Seven ore samples with a content of 1.92-3.34% nickel and 0.02-0.18% cobalt were tested. Extraction into solution ranged for nickel in the range of 71-96%, for cobalt - 95-97%. Excess acid is neutralized with limestone to partially release iron. The disadvantages of the method are a significant excess consumption of acid, a wide range of fluctuations in the extraction of Nickel from various samples of ores and, in addition, the difficulty of separating finely ground leached ore from the stock solution.
Техническим результатом предлагаемого технического решения является достижение высокой степени извлечения из окисленной руды никеля и кобальта, сокращение расхода серной кислоты и получение гранулированного сульфатизированного продукта, не разрушающегося при его выщелачивании водой.The technical result of the proposed technical solution is to achieve a high degree of extraction of nickel and cobalt from oxidized ore, reduce the consumption of sulfuric acid and obtain a granular sulfated product that is not destroyed when it is leached with water.
Технический результат достигается тем, что согласно предлагаемому способу окисленную руду гранулируют с концентрированной серной кислотой, используемой в количестве, стехиометрически необходимом для реакции с содержащимися в руде взаимодействующими с кислотой оксидами металлов, и полученные гранулы прокаливают в трубчатой вращающейся печи при температуре 650-750°С в течение 2,5-3,0 часов для разложения основной части сульфата железа (III) до остаточного содержания железа в - гранулах (в виде сульфата) 1,0-3,9%. Выделяющиеся при этом оксиды серы дополнительно сульфатизируют оксиды никеля и кобальта. Для увеличения извлечения никеля и кобальта перед прокалкой целесообразно провести сульфатизацию гранул при температуре 200-250°С в течение 1 часа.The technical result is achieved by the fact that according to the proposed method, the oxidized ore is granulated with concentrated sulfuric acid, used in an amount stoichiometrically necessary for the reaction with metal oxides interacting with the acid contained in the ore, and the obtained granules are calcined in a tubular rotary kiln at a temperature of 650-750 ° C within 2.5-3.0 hours for the decomposition of the main part of iron (III) sulfate to a residual iron content in - granules (in the form of sulfate) of 1.0-3.9%. The sulfur oxides released in this process additionally sulfate the nickel and cobalt oxides. To increase the extraction of Nickel and cobalt before calcining, it is advisable to carry out the sulfatization of granules at a temperature of 200-250 ° C for 1 hour.
Из прокаленных гранул с содержанием растворимого железа 1,0-3,9% выщелачивают никель и кобальт в количестве до 92-96 и 93-95% соответственно, причем разрушения гранул не происходит, что существенно облегчает отделение раствора от твердого выщелаченного остатка.Nickel and cobalt are leached from calcined granules with a soluble iron content of 1.0-3.9% in amounts of up to 92-96 and 93-95%, respectively, and granule destruction does not occur, which greatly facilitates the separation of the solution from the solid leached residue.
Пример 1 (по прототипу)Example 1 (prototype)
В водную пульпу окисленного концентрата (с содержанием, %, 1,25 Ni; 0,44 Со; 17,9 Fe) с соотношением Т:Ж=1:3 ввели серную кислоту (в пересчете на 100%-ную) в количестве 0,92 т/т руды. Предварительные расчеты показали, что для перевода в сульфаты содержащихся в руде металлов (Ni, Co, Fe, Mg и др.) по стехиометрическому соотношению необходимо затратить кислоты 0,5-0,55 т/т руды. Таким образом реальный расход кислоты в 1,67-1,84 раза превышал стехиометрически необходимый.Sulfuric acid (in terms of 100%) in the amount of 0 was introduced into the aqueous pulp of the oxidized concentrate (with a content,%, 1.25 Ni; 0.44 Co; 17.9 Fe) with a ratio of T: W = 1: 3 , 92 t / t ore. Preliminary calculations showed that in order to convert to sulfates the metals contained in the ore (Ni, Co, Fe, Mg, etc.) by the stoichiometric ratio, it is necessary to spend 0.5-0.55 t / t of ore. Thus, the real acid consumption was 1.67-1.84 times higher than the stoichiometrically necessary.
Выщелачивание вели при температуре 90°С в течение 1 часа. В раствор извлечено, %, 37,9 Ni; 19,1 Со; 21,0 Fe.Leaching was carried out at a temperature of 90 ° C for 1 hour. The solution is recovered,%, 37.9 Ni; 19.1 Co; 21.0 Fe.
Пример 2Example 2
Окисленную никелевую руду (пример 1) загранулировали с серной кислотой при расходе последней 0,49-0,59 т/т руды. Гранулы поместили в трубчатую вращающуюся печь, нагретую до температуры 650°С и прокаливали в течение 3,5 часов. После прокалки гранулы выщелачивали водой при соотношении Т:Ж=1:3 в течение 3 часов. Результаты экспериментов приведены в таблице 1.Oxidized nickel ore (example 1) was granulated with sulfuric acid at a flow rate of the last 0.49-0.59 t / t of ore. The granules were placed in a tubular rotary kiln heated to a temperature of 650 ° C and calcined for 3.5 hours. After calcination, the granules were leached with water at a ratio of T: W = 1: 3 for 3 hours. The experimental results are shown in table 1.
Влияние расхода H2SO4 на качество прокаленных гранулTable 1
The effect of consumption of H 2 SO 4 on the quality of the calcined granules
Таким образом, высокое остаточное содержание (более 3,9% Fe) растворимых сульфатов железа в гранулированном прокаленном продукте приводит к разрушению гранул при выщелачивании металловThus, the high residual content (more than 3.9% Fe) of soluble iron sulfates in the granular calcined product leads to the destruction of granules during metal leaching
Пример 3Example 3
Окисленную никелевую руду (пример 1) загранулировали с серной кислотой при расходе последней 0,35-0,51 т/т руды и подвергли термической обработке в муфельной печи в следующем режиме: нагрев до 200°С (0,5 ч) - сульфатизация при нагревании от 200 до 250°С (1 ч) - прокалка гранул при нагревании от 250 до 700°С (3,5 ч). Полученные гранулы выщелачили водой при соотношении Т:Ж=1:3 в течение 3 часов. Результаты экспериментов приведены в таблице 2Oxidized nickel ore (example 1) was granulated with sulfuric acid at a flow rate of 0.35-0.51 t / t ore and subjected to heat treatment in a muffle furnace in the following mode: heating to 200 ° C (0.5 h) - sulfatization at heating from 200 to 250 ° C (1 h) - calcination of granules when heating from 250 to 700 ° C (3.5 h). The obtained granules were leached with water at a ratio of T: W = 1: 3 for 3 hours. The experimental results are shown in table 2
Как видно из таблицы, извлечение никеля в раствор при том же расходе серной кислоты, что и в примере 2 (0,49 т/т), выросло до 92,8-96,0%. Этот результат можно объяснить только введением дополнительной операции сульфатизации при 200-250°С в течение 1 часа.As can be seen from the table, the extraction of Nickel in the solution at the same flow rate of sulfuric acid as in example 2 (0.49 t / t), increased to 92.8-96.0%. This result can only be explained by the introduction of an additional sulfatization operation at 200-250 ° C for 1 hour.
Влияние расхода Н2SO4 на извлечение металлов при введении промежуточной операции сульфатизацииtable 2
The effect of consumption of H 2 SO 4 on the extraction of metals with the introduction of an intermediate operation of sulfatization
Пример 4Example 4
Окисленную никелевую руду (пример 1) загранулировали с серной кислотой при расходе последней 0,47 т/т руды. Полученные гранулы прокалили в трубчатой вращающейся печи в течение 2,3-3,0 часов при температурах от 600 до 750°С, а затем выщелачили водой при соотношении Т:Ж=1:3 в течение 3 часов. Результаты проведенных экспериментов приведены в таблице 3.Oxidized nickel ore (example 1) was granulated with sulfuric acid at a flow rate of the last 0.47 t / t of ore. The obtained granules were calcined in a tubular rotary kiln for 2.3-3.0 hours at temperatures from 600 to 750 ° C, and then leached with water at a ratio of T: W = 1: 3 for 3 hours. The results of the experiments are shown in table 3.
Результаты прокалки гранул в трубчатой вращающейся печиTable 3
The results of the calcination of granules in a tubular rotary kiln
Перемешивание гранул в процессе их прокалки в трубчатой вращающейся печи способствует более полному (ср. табл. 2 и 3) и быстрому разложению сульфата железа. Наилучшие результаты по извлечению никеля в раствор при выщелачивании получены при температуре прокалки 650°С. Дальнейшее повышение температуры (до 700°С) приводит к более полному разложению сульфата железа и, по-видимому, частичному экранированию соединений никеля. Вследствие этого наблюдается некоторое снижение извлечения никеля. Таким образом, для получения гранул, не разрушающихся в процессе выщелачивания и, одновременно, высокого извлечения никеля и кобальта в раствор, остаточное содержание растворимого железа в прокаленных гранулах (в виде сульфата) должно составлять 1,0-3,9%.Mixing the granules during their calcination in a tubular rotary kiln contributes to a more complete (cf. Tables 2 and 3) and faster decomposition of iron sulfate. The best results for the extraction of Nickel in the solution during leaching were obtained at a calcination temperature of 650 ° C. A further increase in temperature (up to 700 ° C) leads to a more complete decomposition of iron sulfate and, apparently, a partial screening of nickel compounds. As a result, there is a slight decrease in nickel recovery. Thus, to obtain granules that are not destroyed during the leaching process and, at the same time, high extraction of nickel and cobalt into solution, the residual soluble iron content in calcined granules (in the form of sulfate) should be 1.0-3.9%.
Как видно из приведенных примеров, при использовании предлагаемого способа в раствор в результате выщелачивания извлекается до 92-96% никеля, до 93-95% кобальта при относительно низком (6,4-25,8%) извлечении железа. Полученные прокаленные гранулы не разрушаются в процессе выщелачивания металлов.As can be seen from the above examples, when using the proposed method, up to 92-96% of nickel, up to 93-95% of cobalt are extracted into the solution as a result of leaching with a relatively low (6.4-25.8%) iron recovery. The obtained calcined granules are not destroyed during the leaching of metals.
Техническая эффективность предлагаемого способа переработки окисленной никелевой руды заключается в том, что в результате использования процессов грануляции окисленной никелевой руды с серной кислотой, твердофазной сульфатизации руды и прокалки гранул обеспечивается хорошее взаимодействие серной кислоты и соединений извлекаемых ценных металлов. Расход серной кислоты снижается до стехиометрически необходимого для реакции с содержащимися в руде взаимодействущими с кислотой оксидами металлов. Прокалка гранул позволяет не только резко снизить количество железа, переходящего в раствор при выщелачивании, но и получить гранулы, не разрушающиеся (при содержании растворимого железа в них в пределах 1,0-3,9%) в процессе выщелачивания металлов, что резко облегчает последующее отделение товарного раствора от выщелоченной руды.The technical efficiency of the proposed method for processing oxidized nickel ore is that as a result of the use of granulation processes of oxidized nickel ore with sulfuric acid, solid-phase sulfatization of ore and calcination of granules, a good interaction of sulfuric acid and compounds of extracted valuable metals is ensured. The consumption of sulfuric acid is reduced to the stoichiometrically necessary for the reaction with metal oxides interacting with the acid contained in the ore. Calcination of granules allows not only to drastically reduce the amount of iron passing into the solution during leaching, but also to obtain granules that are not destroyed (when the soluble iron content in them is in the range of 1.0-3.9%) in the process of leaching of metals, which greatly facilitates the subsequent separation of salable solution from leached ore.
Для проведения указанных процессов применяется несложное по конструкции и значительно более дешевое и удобное в эксплуатации оборудование, чем автоклавы.To carry out these processes, simple construction and much cheaper and easier to use equipment than autoclaves are used.
ИСТОЧНИКИ ИНФОРМАЦИИSOURCES OF INFORMATION
1. Резник И.Д., Ермаков Г.П., Шнеерсон Я.М. Никель. М.: ООО "Наука и технологии ", 2001. Т.2: Окисленные никелевые руды.1. Reznik I.D., Ermakov G.P., Shneerson Y.M. Nickel. M.: Science and Technology LLC, 2001. V.2: Oxidized Nickel Ores.
2. Пат. 6379637 США, МПК7 С 22 В 23/00. Direct atmospheric leaching of highly-serpentinized saprolitic nickel laterite ores with sulphuric acid. / Curlook Walter, Curlook W. // Опубл. 30.04.2002, НПК 423 /150.4.2. Pat. 6379637 USA, IPC 7 C 22 V 23/00. Direct atmospheric leaching of highly-serpentinized saprolitic nickel laterite ores with sulphuric acid. / Curlook Walter, Curlook W. // Publ. 04/30/2002, NPK 423 / 150.4.
Claims (3)
Priority Applications (6)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
RU2003123702/02A RU2245933C1 (en) | 2003-07-28 | 2003-07-28 | Method for reprocessing of oxidized nickel-cobalt ore |
PCT/RU2004/000283 WO2005007898A2 (en) | 2003-07-22 | 2004-07-22 | Method for processing oxidized nickel-cobalt ore (variants) |
EP04748970A EP1666614A4 (en) | 2003-07-22 | 2004-07-22 | Method for processing oxidises nickel-cobalt ore (variants) |
AU2004258050A AU2004258050A1 (en) | 2003-07-22 | 2004-07-22 | Method for processing oxidized nickel-cobalt ore (variants) |
BRPI0412214-3A BRPI0412214A (en) | 2003-07-22 | 2004-07-22 | method for processing oxidized nickel and cobalt ore |
EA200600287A EA008573B1 (en) | 2003-07-22 | 2004-07-22 | Method for processing oxidises nickel-cobalt ore (variants) |
Applications Claiming Priority (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
RU2003123702/02A RU2245933C1 (en) | 2003-07-28 | 2003-07-28 | Method for reprocessing of oxidized nickel-cobalt ore |
Publications (2)
Publication Number | Publication Date |
---|---|
RU2245933C1 true RU2245933C1 (en) | 2005-02-10 |
RU2003123702A RU2003123702A (en) | 2005-02-27 |
Family
ID=35208790
Family Applications (1)
Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
---|---|---|---|
RU2003123702/02A RU2245933C1 (en) | 2003-07-22 | 2003-07-28 | Method for reprocessing of oxidized nickel-cobalt ore |
Country Status (1)
Country | Link |
---|---|
RU (1) | RU2245933C1 (en) |
Cited By (1)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
WO2007117169A1 (en) * | 2006-04-07 | 2007-10-18 | Obshestvo S Ogranichennoy Otvetsvennostyu 'geovest' | Method for processing oxidised nickel-cobalt ore |
-
2003
- 2003-07-28 RU RU2003123702/02A patent/RU2245933C1/en not_active IP Right Cessation
Cited By (1)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
WO2007117169A1 (en) * | 2006-04-07 | 2007-10-18 | Obshestvo S Ogranichennoy Otvetsvennostyu 'geovest' | Method for processing oxidised nickel-cobalt ore |
Also Published As
Publication number | Publication date |
---|---|
RU2003123702A (en) | 2005-02-27 |
Similar Documents
Publication | Publication Date | Title |
---|---|---|
US20060002835A1 (en) | Method for nickel and cobalt recovery from laterite ores by reaction with concentrated acid and water leaching | |
FI121180B (en) | A method for treating nickel plater ore | |
CN109110826B (en) | Production method of battery-grade nickel sulfate | |
NL8120039A (en) | PRODUCTION OF MAGNESIUM OXIDE OF HIGH PURITY AND WITH A HIGH SURFACE AREA. | |
AU2021204219B2 (en) | Recovery of Metals from Pyrite | |
JP5752794B2 (en) | Liquid effluent treatment and metal recovery methods | |
RU2245933C1 (en) | Method for reprocessing of oxidized nickel-cobalt ore | |
RU2363654C2 (en) | Method for elemental sulphur recovery from waste of hydrometallurgical processes | |
AU2009200702B2 (en) | Acid recovery | |
US2831751A (en) | Method for recovering nickel from ores | |
EA008574B1 (en) | Recovery of platinum group metals | |
US3684489A (en) | Method of recovering metals from sulfide-containing mixtures | |
US20110174113A1 (en) | Acid Recovery | |
US4670228A (en) | Process for the recovery of valuable metals, particularly rare earths and similar metals, from a carbonate-containing raw material | |
RU2287597C2 (en) | Method of reprocessing of the oxygenated nickel-cobalt ores | |
RU2261923C1 (en) | Method of processing of cobalt-bearing manganese-iron crust formations | |
RU2245932C1 (en) | Method for nickel and other metal recovery from oxidized ore | |
EA008573B1 (en) | Method for processing oxidises nickel-cobalt ore (variants) | |
WO2007117169A1 (en) | Method for processing oxidised nickel-cobalt ore | |
RU2245934C1 (en) | Method for reprocessing of oxidized nickel-cobalt ore | |
RU2756326C2 (en) | Method for processing oxidized nickel-cobalt ore | |
RU2023031C1 (en) | Method of processing pyrite concentrate containing non-ferrous metals | |
RU2104935C1 (en) | Method for processing dolomite | |
WO2022003747A1 (en) | Process for the simultaneous treatment of residues of the non-ferrous metallurgical industry to produce pigments based on iron oxides and other valued products, in accordance with circular economy strategies | |
RU2080296C1 (en) | Method for processing hard alloy scrap containing cobalt and tungsten |
Legal Events
Date | Code | Title | Description |
---|---|---|---|
MM4A | The patent is invalid due to non-payment of fees |
Effective date: 20090729 |