RU2393250C1 - Procedure for processing oxidised nickel-, cobalt-, iron-, and magnesium-containing ore - Google Patents
Procedure for processing oxidised nickel-, cobalt-, iron-, and magnesium-containing ore Download PDFInfo
- Publication number
- RU2393250C1 RU2393250C1 RU2009109728A RU2009109728A RU2393250C1 RU 2393250 C1 RU2393250 C1 RU 2393250C1 RU 2009109728 A RU2009109728 A RU 2009109728A RU 2009109728 A RU2009109728 A RU 2009109728A RU 2393250 C1 RU2393250 C1 RU 2393250C1
- Authority
- RU
- Russia
- Prior art keywords
- ore
- nickel
- cobalt
- solution
- pellets
- Prior art date
Links
Images
Classifications
-
- 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
Abstract
Description
Настоящее изобретение относится к способам извлечения никеля и кобальта из окисленных никель-, кобальт-, железо-, магнийсодержащих руд, преимущественно из бедных и забалансовых руд и различного низкосортного минерального сырья.The present invention relates to methods for the extraction of Nickel and cobalt from oxidized Nickel, cobalt, iron, magnesium ores, mainly from poor and off-balance ores and various low-grade mineral raw materials.
Известен способ автоклавного сернокислого выщелачивания никеля и кобальта из окисленных руд (Резник И.Д., Ермаков Г.П., Шнеерсон Я.М. Никель. М.: 000 «Наука и технологии», 2001. Т.2: Окисленные никелевые руды). Согласно этому способу, например, на заводе Моа Бей (Куба) пульпу с содержанием 45% твердого нагревают в колоннах острым паром и выщелачивают серной кислотой в четырех последовательно соединенных автоклавах при t=240-250°С и давлении ~4,0 МПа. При этом в 1-й автоклав подают 98%-ную серную кислоту из расчета 240 кг/т руды при паролифтном перемешивании рудной пульпы в течение 1-2 ч. В результате достигается сравнительно высокое ~95%-ное извлечение никеля и кобальта в водную фазу пульпы. Однако этот способ имеет недостаток, обусловленный высокой стоимостью основного технологического оборудования - колонн и автоклавов, а также сложностью их эксплуатации и значительными энергозатратами.There is a method of autoclave sulfate leaching of nickel and cobalt from oxidized ores (Reznik I.D., Ermakov G.P., Schneerson, Ya.M. Nickel. M .: 000 "Science and Technology", 2001. T.2: Oxidized Nickel ores ) According to this method, for example, at the Moa Bay plant (Cuba), pulp with a solids content of 45% is heated in the columns with hot steam and leached with sulfuric acid in four autoclaves connected in series at t = 240-250 ° C and a pressure of ~ 4.0 MPa. At the same time, 98% sulfuric acid is fed into the 1st autoclave at the rate of 240 kg / t of ore with steam-lift mixing of ore pulp for 1-2 hours. As a result, a relatively high ~ 95% recovery of nickel and cobalt into the aqueous phase is achieved pulp. However, this method has a disadvantage due to the high cost of the main technological equipment - columns and autoclaves, as well as the complexity of their operation and significant energy costs.
Известен также способ извлечения никеля и кобальта из окисленных (латеритных) руд (Zubryckyi N. et al. Preferential sulfation on nikel and cobalt in lateritic ores // Journal of metals. 1965. May. P.478-486). Он включает их измельчение до -0,15 мм, приготовление рудной пульпы с содержанием ~60% твердого, обработку ее серной кислотой в течение 15 мин с получением пастообразной массы, сушку и последующее дробление последней до крупности - 4,7+1,65 мм, а затем обжиг при t=700-750°С и выщелачивание из полученного огарка Ni и Со в виде сульфатов и последующее осаждение из раствора сульфидов никеля и кобальта с помощью H2S с достижением 85 и 90%-ного извлечения Ni и Со соответственно. Недостатками способа являются его сложность, многооперационность, а также проведение двух технологических операций, требующих больших энергозатрат и использования токсичного сероводорода.There is also known a method of extracting Nickel and cobalt from oxidized (lateritic) ores (Zubryckyi N. et al. Preferential sulfation on nikel and cobalt in lateritic ores // Journal of metals. 1965. May. P.478-486). It includes grinding them to -0.15 mm, preparing ore pulp with a content of ~ 60% solid, treating it with sulfuric acid for 15 minutes to obtain a paste, drying and subsequent crushing of the latter to a particle size of 4.7 + 1.65 mm and then firing at t = 700-750 ° C and leaching Ni and Co in the form of sulfates from the resulting calcine and then precipitating nickel and cobalt sulfides from the solution with H 2 S to achieve 85 and 90% recovery of Ni and Co, respectively . The disadvantages of the method are its complexity, multi-operation, as well as two technological operations that require large energy consumption and the use of toxic hydrogen sulfide.
Известен способ переработки окисленной никель-кобальтовой руды (WO 2007/117169, 000 ГЕОВЕСТ, 18.10.2007), по которому ее сушат, измельчают и гранулируют с серной кислотой при ее расходе 0,47-0,52 т/т руды. Образованные гранулы последовательно сначала сульфатизируют, а затем прокаливают при t=650-800°С в одну стадию в течение 4,5 ч и из прокаленных гранул трехкратно выщелачивают водой никель и кобальт в течение 1 ч при Т:Ж=1:1 и t=70°С. Полученный раствор Ni и Со нейтрализуют до рН 3,0-5,5 с целью осаждения и отделения гидроксидов железа и алюминия и затем сорбируют никель и кобальт ионообменной смолой, например, типа ВПГ, имеющей пиридингидроксильные функциональные группы, или типа Dow XFS-4195, имеющей бис-пиколиаминные функциональные группы. Насыщенную металлами ионообменную смолу отмывают водой и десорбируют Ni и Со растворами НСl или H2SO4 с концентрацией ≤3н, например 100-120 г/дм3 Н2SО4 при t=40-45°С с получением товарных десорбатов, содержащих никеля 8-10 г/дм3 для ВПГ и 15-16 г/дм3 для XFS - 4195. Из товарных десорбатов осаждают содой при t=70-80°С карбонатный концентрат. Недостатки способа - использование операций сушки и прокалки гранулированной руды, необходимость достаточно точной регулировки температурного режима для исключения возможного частичного экранирования соединений никеля пленками оксидов железа и соответствующего снижения степени извлечения никеля в выщелачивающий раствор. Способ также не предусматривает попутного извлечения магния из отработанного раствора.A known method of processing oxidized nickel-cobalt ore (WO 2007/117169, 000 GEOVEST, 10/18/2007), in which it is dried, crushed and granulated with sulfuric acid at a flow rate of 0.47-0.52 t / t ore. The granules formed are subsequently sulfated first, and then calcined at t = 650-800 ° C in one stage for 4.5 hours, and nickel and cobalt are leached three times from calcined granules with water for 1 hour at T: L = 1: 1 and t = 70 ° C. The resulting solution of Ni and Co is neutralized to a pH of 3.0-5.5 in order to precipitate and separate iron and aluminum hydroxides and then sorb nickel and cobalt with an ion exchange resin, for example, HSV type having pyridine hydroxyl functional groups, or Dow XFS-4195 type, having bis-picoliamine functional groups. A metal-saturated ion-exchange resin is washed with water and desorbed with Ni and With HCl or H 2 SO 4 solutions with a concentration of ≤3 N, for example, 100-120 g / dm 3 H 2 SO 4 at t = 40-45 ° С to obtain marketable desorbates containing nickel 8-10 g / dm 3 for HSV and 15-16 g / dm 3 for XFS - 4195. Carbonate concentrate is precipitated from commodity desorbates at t = 70-80 ° С. The disadvantages of the method are the use of drying and calcining granular ore, the need for sufficiently accurate temperature control to exclude the possibility of partial screening of nickel compounds with iron oxide films and a corresponding decrease in the degree of nickel recovery into the leach solution. The method also does not provide for the associated extraction of magnesium from the spent solution.
Известен способ извлечения никеля и кобальта из окисленных (латеритных) руд растворами серной кислоты при атмосферном давлении (US 6379637, Curlook, 30.04.2002). Рудную пульпу (содержание руды 15-33%) обрабатывают серной кислотой при ее расходе 80-100% от массы сухой руды в течение 1 ч. При этом происходит вы-щелачивание из руды 71- 96% никеля и 95-97% кобальта. Из полученной сернокислой пульпы частично выделяют растворенное железо путем нейтрализации известняком, а затем из раствора извлекают Ni и Со. Недостатки способа - весьма значительный удельный расход серной кислоты, а также нерациональность нейтрализации остаточной кислотности пульпы.A known method for the extraction of Nickel and cobalt from oxidized (lateritic) ores with sulfuric acid solutions at atmospheric pressure (US 6379637, Curlook, 04/30/2002). Ore pulp (ore content 15-33%) is treated with sulfuric acid at a flow rate of 80-100% by weight of dry ore for 1 hour. In this case, 71-96% nickel and 95-97% cobalt are leached from the ore. Dissolved iron is partially isolated from the obtained sulfate pulp by neutralization with limestone, and then Ni and Co are extracted from the solution. The disadvantages of the method is a very significant specific consumption of sulfuric acid, as well as the irrationality of neutralizing the residual acidity of the pulp.
Известен также способ переработки окисленной никель-кобальтовой руды (RU 2245933, Геовест, 10.02.2005). Способ включает в себя грануляцию руд с серной кислотой в стехиометрическом количестве. Гранулы прокаливают при температуре 650-700°С в течение 2,5-3,0 часов, после чего проводят выщелачивание водой. Прокалку гранул ведут до содержания растворимого железа в пределах 1,0-3,9%. Гранулы перед прокалкой сульфатизируют при температуре 200-250°С в течение 1 часа, обеспечивается высокая степень извлечения металлов из окисленной никель-кобальтовой руды, сокращение расхода серной кислоты и получение гранулированного сульфатизированного продукта, не разрушающегося при его выщелачивании водой. Недостатки способа - использование двух энергозатратных операций термообработки руды, сравнительно высокий удельный расход серной кислоты, необходимость строгого соблюдения остаточного содержания растворимого железа (в виде сульфата железа) в непрокаленных гранулах во избежание разрушения их в процессе выщелачивания, осложняющего отделение продуктивного раствора от руды, а также выделение диоксида серы в атмосферу при прокалке.There is also known a method of processing oxidized nickel-cobalt ore (RU 2245933, Geovest, 02/10/2005). The method includes granulating ores with sulfuric acid in a stoichiometric amount. The granules are calcined at a temperature of 650-700 ° C for 2.5-3.0 hours, followed by leaching with water. The granules are calcined to a soluble iron content in the range of 1.0-3.9%. Before calcination, the granules are sulfated at a temperature of 200-250 ° C for 1 hour, a high degree of metal extraction from oxidized nickel-cobalt ore, a reduction in the consumption of sulfuric acid, and a granular sulfated product that is not destroyed when it is leached with water are ensured. The disadvantages of the method are the use of two energy-consuming operations of heat treatment of ore, a relatively high specific consumption of sulfuric acid, the need for strict observance of the residual content of soluble iron (in the form of iron sulfate) in non-calcined granules in order to avoid their destruction during leaching, which complicates the separation of the productive solution from ore, and emission of sulfur dioxide into the atmosphere during calcination.
Известна переработка окисленных никель-кобальтовых руд с использованием процессов кучного выщелачивания (KB). Процессы KB особенно выгодны для извлечения никеля и кобальта из низкосортных руд и подобного минерального сырья. Месторождения латеритного никеля и кобальта содержат, как правило, в одних и тех же отложениях руды оксидного (лимониты) и силикатного (сапролиты) типа. Для переработки таких руд используется обычно сочетание пиро- и гидрометаллургических способов, таких как автоклавное выщелачивание минеральной кислотой или выщелачивание аммиачными растворами карбоната аммония после селективного восстановительного обжига (метод Caron). При этом ввиду отсутствия эффективных способов обогащения таких руд обрабатывается, как правило, вся масса руды, в том числе и весьма бедные фракции руды с содержанием никеля и кобальта, близким к отвальному. Это снижает экономичность переработки руд. В случае даже выделения для переработки отдельных фракций руды с повышенным содержанием Ni и Со и вывода из процесса в отвалы (отходы) обедненных рудных фракций, не пригодных для экономичного извлечения из них никеля и кобальта традиционными пиро- и гидрометаллургическими способами, происходит существенная потеря ценных металлов. Поэтому эффективное использование KB для извлечения Ni и Со из таких низкосортных руд и рудных фракций имеет важное значение.It is known to process oxidized nickel-cobalt ores using heap leaching (KB) processes. KB processes are particularly beneficial for the extraction of nickel and cobalt from low grade ores and similar minerals. The deposits of lateritic nickel and cobalt contain, as a rule, in the same deposits of oxide ore (limonite) and silicate (saprolite) type. A combination of pyro- and hydrometallurgical methods, such as autoclave leaching with mineral acid or leaching with ammonia solutions of ammonium carbonate after selective re-firing (Caron method), is usually used to process such ores. Moreover, due to the lack of effective methods of beneficiation of such ores, as a rule, the entire ore mass is processed, including very poor ore fractions with nickel and cobalt contents close to the dump. This reduces the cost of ore processing. Even if separate ore fractions with a high content of Ni and Co are separated for processing and the depleted ore fractions are not suitable for the economical extraction of nickel and cobalt from them by conventional pyro- and hydrometallurgical methods from the process, they will significantly lose valuable metals . Therefore, the effective use of KB for the extraction of Ni and Co from such low-grade ores and ore fractions is important.
При этом одной из проблем, существенно осложняющих или даже препятствующих применению KB, является повышенное содержание в рудах тонкодисперсных фракций, в особенности глинистых минералов, что может резко снижать скорость перколяции выщелачивающих растворов вплоть до практически полной кольматации поровых каналов.At the same time, one of the problems that substantially complicates or even hinders the use of KB is the high content of finely dispersed fractions in ores, in particular clay minerals, which can drastically reduce the rate of percolation of leaching solutions up to almost complete colmatation of pore channels.
Известен способ серно-кислотного KB никеля из латеритов со сравнительно высоким (>10% масс.) содержанием глинистого компонента, включающий предварительное контактирование руды с серной кислотой и агломерацию, формирование из рудных гранул кучи (штабеля), последующее перколяционное серно-кислотное KB никеля (US 6312500, Duyvesteyn et al., ВНР Minerals International, Inc., 06.11.2001).A known method of sulfuric acid KB nickel from laterites with a relatively high (> 10% wt.) Content of the clay component, including preliminary contacting of ore with sulfuric acid and agglomeration, formation of heaps (piles) from ore granules, subsequent percolation sulfuric acid KB of nickel ( US 6312500, Duyvesteyn et al., BHP Minerals International, Inc., 11/06/2001).
Известен также способ извлечения Ni и Со путем KB из материала, содержащего Ni и Со (ЕА 009675 В1, Миллер и др., 30.06.2006), включающий следующие стадии: а) разделение руды на обогащенную рудную фракцию повышенного качества и грубую кремнистую низкосортную удаляемую фракцию, которая, по существу, свободна от рудной мелочи и глинистых материалов; б) обработку рудной фракции повышенного качества для извлечения Ni и Со; с) кучное выщелачивание низкосортной удаляемой фракции при помощи дополненного кислотой раствора с получением продукта кучного выщелачивания для дальнейшего извлечения Ni и Со.There is also a known method for the extraction of Ni and Co by KB from a material containing Ni and Co (EA 009675 B1, Miller et al., 06/30/2006), which includes the following stages: a) separation of ore into an enriched ore fraction of high quality and coarse siliceous low-grade removed a fraction that is substantially free of ore fines and clay materials; b) processing the ore fraction of high quality to extract Ni and Co; c) heap leaching of the low grade fraction to be removed using an acid supplemented solution to obtain a heap leach product for further extraction of Ni and Co.
Согласно этому способу должно производиться обогащение руды и отделение от низкосортного удаляемого материала рудной мелочи и глинистых компонентов, которые оставляют обычно с фракцией с повышенным качеством. Ni и Со извлекают из обогащенной рудной фракции повышенного качества путем кислотного автоклавного или чанового выщелачивания при атмосферном давлении или их сочетания с получением продуктивных растворов. Извлечение Ni и Со из продуктивных растворов производят известными способами. Описан и другой вариант способа, по которому производят раздельное обогащение лимонитной и сапролитной фракций с получением рудных фракций повышенного качества и грубых кремнистых низкосортных фракций (отходов), по существу свободных от рудной мелочи и глинистых компонентов. Из низкосортных лимонитной и сапролитной удаляемых фракций формируют отдельные отвалы и из них производят кучное выщелачивание Ni и Со. Это позволяет обеспечить максимальное извлечение никеля из лимонитной фракции с получением кислотного продуктивного раствора, из которого известными способами производится извлечение Ni и Со в целевые продукты.According to this method, ore dressing and separation of ore fines and clay components, which are usually left with a higher quality fraction, should be carried out and separated from the low-grade removed material. Ni and Co are recovered from the enriched ore fraction of high quality by acid autoclave or tank leaching at atmospheric pressure, or a combination thereof to produce productive solutions. Extraction of Ni and Co from productive solutions is carried out by known methods. Another variant of the method is described in which the separately enriched limonite and saprolite fractions are produced to produce high quality ore fractions and coarse siliceous low-grade fractions (waste) that are essentially free of ore fines and clay components. Separate dumps are formed from low-grade limonite and saprolite fractions to be removed and heap leaching of Ni and Co is made from them. This allows for maximum extraction of nickel from the limonite fraction to obtain an acidic productive solution, from which Ni and Co are extracted into the target products by known methods.
Недостатками этого способа являются, прежде всего, сложность и неэффективность разделения руды на сравнительно богатые и бедные лимонитные и сапролитные фракции, так как известно, что окисленная никель-кобальтовая руда не поддается обогащению (Щетинин А.П. и др. Новые подходы к повышению эффективности переработки окисленных никелевых руд // Цветные металлы. 2003, №11, с.42-43), а кроме этого, использование дорогостоящего автоклавного выщелачивания, отсутствие рационального использования рафината, получаемого после извлечения Ni и Со из продуктивных растворов, а также попутного выделения магнийсодержащего продукта.The disadvantages of this method are, first of all, the complexity and inefficiency of ore separation into relatively rich and poor limonite and saprolite fractions, since it is known that oxidized nickel-cobalt ore cannot be enriched (Schetinin A.P. et al. New approaches to increasing efficiency processing of oxidized nickel ores // Non-ferrous metals. 2003, No. 11, p. 42-43), and in addition, the use of expensive autoclave leaching, the lack of rational use of raffinate obtained after extraction of Ni and Co from the product overt solutions and associated isolation magnesium product.
Известен способ извлечения никеля из раздробленной Ni-,Fe-,Mg-латеритной руды с высоким содержанием магния (RU2149910, Би Эйч Пи Минэрэлс Интернешнл Инк., 27.05.2000 (WO 97/04139 (06.02.1997)), отличающийся тем, что руду дробят до размеров частиц ~2,5 см и контактируют с кислотой, выбранной из группы, состоящей из НСl, Н2SO4 и НNО3, концентрация которой составляет, по меньшей мере 0,25М, после коррекции рН указанного раствора осуществляют извлечение никеля из раствора путем контактирования его с селективной по отношению к никелю ионообменной смолой с образованием насыщенной никелем смолы и содержащего кислоту, железо и магний рафината, отделения рафината от смолы.A known method for the extraction of Nickel from the crushed Ni-, Fe-, Mg-lateritic ore with a high content of magnesium (RU2149910, BHP Minerals International Inc., 05.27.2000 (WO 97/04139 (02.02.1997)), characterized in that the ore is crushed to a particle size of ~ 2.5 cm and is contacted with an acid selected from the group consisting of HCl, H 2 SO 4 and HNO 3 , the concentration of which is at least 0.25 M, after adjusting the pH of this solution, nickel is extracted from solution by contacting it with a nickel-selective ion-exchange resin to form a saturated nickel-containing resin and containing acid, iron and magnesium raffinate, separating the raffinate from the resin.
Выщелачивание никеля может быть произведено путем кучного выщелачивания (KB) из сформированной в кучу (штабель) массы раздробленной руды, предварительно агломерированной в шарообразные гранулы (таблетки) с использованием кислоты, в частности НСl. Из полученных продуктивных растворов, содержащих никель и попутно частично растворенные железо и магний, производят извлечение никеля путем ионообменной сорбции. При этом используют селективную по отношению к никелю ионообменную смолу (в частности, хелатообразующую ионообменную смолу марки DOW XFS-4195 с бис-пиколиаминной функциональной группой) с образованием насыщенной никелем ионообменной смолы и рафината, обедненного никелем и содержащего железо и магний. Затем десорбируют никель из ионообменной смолы с помощью растворов соляной или серной кислот с получением элюата (десорбата) в виде раствора соответствующей соли. После доведения элюата до рН 1-3 извлекают никель в целевой продукт одним из известных способов (например, осаждением, электролизом, жидкостной экстракцией).Nickel leaching can be accomplished by heap leaching (KB) from a heap (stack) of crushed ore mass previously agglomerated into spherical granules (tablets) using acid, in particular HCl. From the obtained productive solutions containing nickel and simultaneously partially dissolved iron and magnesium, nickel is extracted by ion-exchange sorption. In this case, a nickel-selective ion-exchange resin (in particular, a DOW XFS-4195 chelating ion-exchange resin with a bis-picoliamine functional group) is used to form a nickel-saturated ion-exchange resin and raffinate, depleted in nickel and containing iron and magnesium. Then, nickel is desorbed from the ion exchange resin using solutions of hydrochloric or sulfuric acids to obtain an eluate (desorbate) in the form of a solution of the corresponding salt. After adjusting the eluate to a pH of 1-3, nickel is recovered into the target product by one of the known methods (for example, precipitation, electrolysis, liquid extraction).
Недостатками этого способа являются: а) недостаточная механическая прочность на сжатие гранул, образованных при использовании только водных растворов серной кислоты, составляющая по результатам проведенных экспериментов 50-60 кПа. Это может приводить к частичному разрушению гранул и кольматажу порового пространства в процессе KB; б) повышенный удельный расход серной кислоты. Это связано с нерациональным выщелачиванием никеля и кобальта, при котором извлечение последних в раствор производится из объема значительно отличающихся по размеру гранул, образованных из частиц дробленой руды, значительно отличающихся как по размеру (крупности), так и по выщелачиваемости металлов.The disadvantages of this method are: a) insufficient mechanical compressive strength of the granules formed using only aqueous solutions of sulfuric acid, which, according to the results of the experiments, is 50-60 kPa. This can lead to partial destruction of the granules and to the clogging of the pore space in the KB process; b) increased specific consumption of sulfuric acid. This is due to the irrational leaching of nickel and cobalt, in which the latter is extracted into the solution from the volume of granules significantly different in size, formed from crushed ore particles, significantly different both in size (size) and in metal leachability.
Наиболее близким аналогом является способ кучного выщелачивания Ni и Со из окисленных латеритовых руд по патенту RU 2346996 С2, Хантер, 20.02.2009, при котором: а) разделяют руду на мелкие и крупные фракции; б) выщелачивают крупную фракцию руды в выщелачивающем растворе с подходящим выщелачивающим агентом; в) используют мелкую фракцию руды или ее часть, чтобы нейтрализовать выщелачивающий агент, содержащийся в насыщенном выщелачивающем растворе, полученном на стадии (б), для перевода некоторого количества или всего насыщенного выщелачивающего раствора для дальнейшей очистки или обработки и извлечения металлов известным путем. До образования каждой кучи руду подвергают агломерации с серной кислотой.The closest analogue is the method of heap leaching of Ni and Co from oxidized laterite ores according to patent RU 2346996 C2, Hunter, 02/20/2009, in which: a) the ore is divided into small and large fractions; b) leaching a large fraction of the ore in a leaching solution with a suitable leaching agent; c) use a small fraction of the ore or part thereof to neutralize the leaching agent contained in the saturated leach solution obtained in stage (b) to transfer some or all of the saturated leach solution for further purification or processing and extraction of metals in a known manner. Prior to the formation of each heap, the ore is agglomerated with sulfuric acid.
Недостатком такого процесса является слишком широкой диапазон крупной фракции (-12+0,075 мм). Извлечение металлов в раствор производится из частиц дробленой руды, значительно отличающихся как по крупности, так и по выщелачиваемости металлов. Для достижения определенной степени извлечения никеля и кобальта из частиц руды различной крупности требуются различные продолжительность процесса и удельный расход кислоты, т.е. выщелачивание металлов проводится с заведомо нерациональным, повышенным расходом кислоты для более легко выщелачиваемых фракций руды.The disadvantage of this process is too wide a range of coarse fractions (-12 + 0.075 mm). Extraction of metals into the solution is made from particles of crushed ore, significantly different both in size and leachability of metals. To achieve a certain degree of extraction of nickel and cobalt from ore particles of various sizes, various process times and specific acid consumption are required, i.e. metal leaching is carried out with obviously irrational, increased acid consumption for more easily leached ore fractions.
Задачей настоящего изобретения является извлечение никеля и кобальта преимущественно из бедных руд и другого низкосортного сырья, сокращение удельного расхода кислоты в процессе выщелачивания.The present invention is the extraction of Nickel and cobalt mainly from poor ores and other low-grade raw materials, reducing the specific consumption of acid in the leaching process.
Патентуемый способ переработки окисленной никель-, кобальт-, железо-, магнийсодержащей руды включает дробление и грохочение с разделением кусков руды на мелкую и крупную фракции, раздельное гранулирование упомянутых фракций руды с использованием растворов кислоты и получением окатышей, формирование самостоятельных объектов из окатышей упомянутых фракций руды, выщелачивание никеля, кобальта и сопутствующих металлов из объекта из окатышей мелкой фракции руды раствором кислоты с начальной концентрацией не менее 0,25 моль/дм3 с получением маточного раствора, выщелачивание никеля, кобальта и сопутствующих металлов из объекта из окатышей крупной фракции руды подкисленным упомянутым маточным раствором с получением продуктивного раствора, содержащего соли никеля, кобальта, железа и магния, нейтрализацию упомянутого продуктивного раствора до значения рН 1-3, ионоообменную селективную сорбцию никеля и кобальта из продуктивного раствора с получением рафината, содержащего водорастворимые соли железа и магния, рецикл одной из частей упомянутого рафината на выщелачивание руды и выведение другой части рафината на утилизацию.A patented method for processing oxidized nickel-, cobalt-, iron-, magnesium-containing ores includes crushing and screening with separation of ore pieces into small and large fractions, separate granulation of the said ore fractions using acid solutions and obtaining pellets, the formation of separate objects from the pellets of the said ore fractions , leaching nickel, cobalt and associated metals from the object from the pellets of the fine ore fraction with an acid solution with an initial concentration of at least 0.25 mol / dm 3 to obtain mother liquor, leaching of nickel, cobalt and related metals from the object from the coarse ore pellets acidified with said mother liquor to obtain a productive solution containing salts of nickel, cobalt, iron and magnesium, neutralization of the productive solution to pH 1-3, selective ion-exchange sorption nickel and cobalt from a productive solution to obtain a raffinate containing water-soluble salts of iron and magnesium, recycling one of the parts of the said raffinate to leach ore and removing the other part of the raffinate for disposal.
Способ может характеризоваться тем, что перерабатываемой рудой является латеритная руда, содержащая по меньшей мере 0,4% никеля, 0,06% кобальта, 10% железа и 4,5% магния, и тем, что разделение руды ведут на мелкую и крупную фракции руды, составляющие соответственно -4 мм и -13+4 мм.The method may be characterized in that the ore to be processed is laterite ore containing at least 0.4% nickel, 0.06% cobalt, 10% iron and 4.5% magnesium, and that the ore is separated into small and large fractions ores, respectively -4 mm and -13 + 4 mm.
Способ может характеризоваться также тем, что используют серную, или азотную, или соляную кислоту, и тем, что для гранулирования руды используют раствор серной кислоты с концентрацией 150-200 г/дм3, взятый в объеме из расчета образования окатышей с влажностью 8-10%, и тем, что для гранулирования руды используют раствор азотной кислоты с концентрацией 300-350 г/дм3, взятый в объеме из расчета образования окатышей с влажностью 8-10%.The method can also be characterized by the fact that sulfuric or nitric or hydrochloric acid is used, and the use of a sulfuric acid solution with a concentration of 150-200 g / dm 3 taken from the calculation of the formation of pellets with a moisture content of 8-10 %, and the fact that for the granulation of ore using a solution of nitric acid with a concentration of 300-350 g / DM 3 , taken in volume from the calculation of the formation of pellets with a moisture content of 8-10%.
Способ может характеризоваться, кроме того, тем, что для гранулирования руды используют раствор соляной кислоты с концентрацией 100-150 г/дм3, взятый в объеме из расчета образования окатышей с влажностью 8-10%, и тем, что при гранулировании руды дополнительно вводят кислотостойкое связующее, а также тем, что в качестве кислотостойкого связующего используют строительный гипс в количестве 4-6 кг/т руды, а кроме того, тем, что объект из окатышей формируют в виде кучи или размещают в траншее, в колонне со средствами для орошения, выдержки объекта из окатышей под заливом и сбора выщелачивающих растворов.The method can be characterized, in addition, by the fact that a solution of hydrochloric acid with a concentration of 100-150 g / dm 3 , taken in volume from the calculation of the formation of pellets with a moisture content of 8-10%, is used for granulating the ore, and that granulation of the ore is additionally introduced acid-resistant binder, as well as the fact that building gypsum in the amount of 4-6 kg / t of ore is used as an acid-resistant binder, and in addition, the object is formed from pellets in the form of a heap or placed in a trench in a column with irrigation means extracts from atys under the bay and the collection of leaching solutions.
Способ может характеризоваться и тем, что объект из окатышей выдерживают под заливом при суммарном массовом отношении руда: раствор кислоты, равном 1:(2-3), и тем, что выщелачивание никеля, кобальта и сопутствующих металлов из объекта из окатышей мелкой фракции руды проводят раствором серной кислоты с начальной концентрацией 50-100 г/дм3 при массовом отношении руда: раствор серной кислоты, равном 1:3, кроме того, и тем, что выщелачивание никеля, кобальта и сопутствующих металлов из объекта из окатышей мелкой фракции руды проводят раствором азотной или соляной кислоты с начальной концентрацией кислоты в диапазоне 50-100 г/дм3, предпочтительно около 50 г/дм3 при массовом отношении руда: раствор кислоты, равном 1:3.The method can be characterized by the fact that the object from the pellets is kept under the bay with the total mass ratio of ore: acid solution equal to 1: (2-3), and the fact that leaching of nickel, cobalt and related metals from the object from the pellets of the fine ore fraction is carried out a solution of sulfuric acid with an initial concentration of 50-100 g / dm 3 with a mass ratio of ore: a solution of sulfuric acid equal to 1: 3, in addition, and the fact that leaching of nickel, cobalt and related metals from the object from the pellets of the fine ore fraction is carried out with a solution nitrogen th or hydrochloric acid with an initial acid concentration in the range of 50-100 g / dm 3 , preferably about 50 g / dm 3 with a mass ratio of ore: acid solution of 1: 3.
Способ может характеризоваться также тем, что выщелачивание никеля, кобальта и сопутствующих металлов из объекта из окатышей крупной фракции руды ведут маточным раствором, подкисленным до концентрации в нем кислоты, составляющей 0,5-0,8 от текущего значения начальной концентрации кислоты в растворе, используемом при выщелачивании из объекта из окатышей мелкой фракции руды, а также и тем, что выщелачивание никеля, кобальта и сопутствующих металлов из объектов из окатышей каждой из упомянутых фракций проводят в течение 20-40 суток, а кроме того, тем, что нейтрализацию упомянутого продуктивного раствора проводят введением перерабатываемой руды и/или магнийсодержащего реагента.The method can also be characterized in that the leaching of nickel, cobalt and related metals from the object from the pellets of a large ore fraction is carried out with a mother liquor, acidified to an acid concentration of 0.5-0.8 of the current value of the initial acid concentration in the solution used when a small fraction of ore is leached from an object from pellets, as well as by the fact that leaching of nickel, cobalt and related metals from objects from pellets of each of the above fractions is carried out for 20-40 days, and in addition In that said neutralization is carried out by introducing a productive solution processed ore and / or magnesium reagent.
Способ может характеризоваться, кроме того, и тем, что нейтрализацию упомянутого продуктивного раствора проводят введением магнийсодержащего реагента, в качестве которого используют оксид, и/или гидроксид, и/или карбонат магния, преимущественно в форме магнезита и/или доломита, и тем, что ионоообменную сорбцию никеля и кобальта из продуктивного раствора проводят с помощью селективной по отношению к никелю ионообменной смолы с последующей переработкой элюатов с получением целевых никель- и кобальтсодержащих продуктов, и, тем, что деление рафината на части производят из расчета поддержания в них концентрации водорастворимой соли магния, равной по меньшей мере 100 г/дм3.The method can also be characterized by the fact that the neutralization of the productive solution is carried out by introducing a magnesium-containing reagent, which is used as an oxide and / or hydroxide and / or magnesium carbonate, mainly in the form of magnesite and / or dolomite, and that ion-exchange sorption of nickel and cobalt from the productive solution is carried out using a selective ion-exchange resin with respect to nickel, followed by processing of eluates to obtain the desired nickel and cobalt-containing products, and, so that the division portion of the raffinate to produce a rate maintaining therein a water-soluble magnesium salt concentration of at least 100 g / dm 3.
Способ может характеризоваться и тем, что утилизацию части рафината осуществляют пирогидролизом с получением оксида магния, серной, азотной или соляной кислоты и конденсированной воды, которые используют в обороте, а также тем, что оксиды азота, образованные при пирогидролизе части азотно-кислого рафината, конвертируют в азотную кислоту, а также тем, что часть рафината утилизируют с получением соли магния, которую используют в качестве товарного продукта.The method can be characterized by the fact that part of the raffinate is recycled by pyrohydrolysis to produce magnesium oxide, sulfuric, nitric or hydrochloric acid and condensed water, which are used in circulation, and also by the fact that the nitrogen oxides formed during the pyrohydrolysis of part of the nitric acid raffinate are converted in nitric acid, as well as the fact that part of the raffinate is disposed of to produce a magnesium salt, which is used as a commercial product.
Таким образом, отличие от прототипа RU 2346996 состоит в раздельном гранулировании «крупной» и «мелкой» фракций руды с использованием растворов кислоты и кислостойкого связующего, использовании маточного раствора, полученного при выщелачивании «мелкой» фракции, для выщелачивания металлов из «крупной» фракции, использовании селективной ионообменной сорбции никеля и кобальта из продуктивного раствора с получением рафината, обедненного никелем и кобальтом, содержащего водорастворимые соли железа и магния, а также рецикл одной из частей упомянутого рафината на выщелачивание руды и выведение другой части рафината на утилизацию.Thus, the difference from the prototype RU 2346996 consists in separate granulation of the "coarse" and "fine" ore fractions using solutions of acid and an acid-resistant binder, using the mother liquor obtained by leaching the "fine" fraction to leach metals from the "large" fraction, the use of selective ion-exchange sorption of nickel and cobalt from a productive solution to obtain raffinate depleted in nickel and cobalt containing water-soluble salts of iron and magnesium, as well as recycling of one of the parts raffinate-mentioned leaching ore and removing the other portion of the raffinate for recycling.
Технический результат изобретения состоит в сокращении продолжительности выщелачивания за счет повышения механической прочности гранул руды для обеспечения достаточно высокой скорости просачивания раствора кислоты через весь сформированный объект гранулированной руды, а также в более рациональном расходе кислоты для выщелачивания никеля и кобальта при достаточно высокой степени извлечения их из руды.The technical result of the invention is to reduce the duration of leaching by increasing the mechanical strength of the ore granules to ensure a sufficiently high rate of leakage of the acid solution through the entire formed granular ore object, as well as a more rational consumption of acid for leaching nickel and cobalt with a sufficiently high degree of extraction from ore .
Патентуемый способ переработки окисленной никель-, кобальт-, железо-, магнийсодержащей руды включает следующие операции:A patented method for processing oxidized nickel-, cobalt-, iron-, magnesium-containing ore includes the following operations:
- дробление и грохочение руды с доведением частиц до размеров менее чем 13 мм;- crushing and screening of ore with bringing particles to sizes less than 13 mm;
- последующее разделение руды на мелкую и крупную фракции, предпочтительно с размерами -13+4 мм и -4 мм;- subsequent separation of ore into fine and coarse fractions, preferably with sizes of -13 + 4 mm and -4 mm;
- раздельное гранулирование упомянутых фракций руды с использованием растворов кислоты (H2SO4 или HNO3 или НСl), а также кислотостойкого связующего, в частности строительного гипса с получением окатышей;- separate granulation of said ore fractions using acid solutions (H 2 SO 4 or HNO 3 or HCl), as well as an acid-resistant binder, in particular building gypsum, to produce pellets;
- формирование объектов из окатышей - в виде кучи, в траншее или колонне отдельно для каждой фракции руды;- the formation of objects from pellets - in the form of a heap, in a trench or column separately for each ore fraction;
- выполнение в объекте, образованном из мелкой фракции, одностадийного выщелачивания никеля, кобальта и попутно железа, магния путем обработки раствором кислоты с начальной концентрацией не менее 0,25 моль/дм3 при атмосферном давлении и при температуре окружающей среды в течение 20-40 суток с получением маточного раствора;- execution in an object formed from a fine fraction, a one-stage leaching of nickel, cobalt and, simultaneously, iron, magnesium by treatment with an acid solution with an initial concentration of at least 0.25 mol / dm 3 at atmospheric pressure and at ambient temperature for 20-40 days to obtain a mother liquor;
- подкисление этого маточного раствора до концентрации в нем кислоты, меньшей, чем начальная концентрация кислоты в растворе, который использовался для выщелачивания руды мелкой фракции;- acidification of this mother liquor to an acid concentration lower than the initial acid concentration in the solution, which was used to leach the fine ore;
- последующая обработка подкисленным маточным раствором сформированной массы гранулированной руды крупной фракции с образованием продуктивного раствора, содержащего избыточную кислоту и водорастворимые соли никеля, кобальта, а также железа, магния;- subsequent processing of the formed mass of granular ore of a large fraction with an acidified mother liquor to form a productive solution containing excess acid and water-soluble salts of nickel, cobalt, as well as iron and magnesium;
- нейтрализация избыточной кислоты указанного продуктивного раствора посредством перерабатываемой руды и/или магнийсодержащего реагента (оксид, и/или гидроксид, и/или карбонат магния преимущественно в форме магнезита и/или доломита) до значения рН в пределах примерно от 1 до 3;- neutralization of the excess acid of said productive solution by means of a processed ore and / or magnesium-containing reagent (oxide, and / or hydroxide, and / or magnesium carbonate, mainly in the form of magnesite and / or dolomite) to a pH value in the range of about 1 to 3;
- сорбция из нейтрализованного продуктивного раствора никеля и кобальта с помощью селективной по отношению к никелю ионообменной смолы с образованием ионообменной смолы, насыщенной никелем, кобальтом, а также рафината, обедненного никелем и кобальтом и содержащего водорастворимые соли железа и магния;- sorption from a neutralized productive solution of nickel and cobalt using a selective ion-exchange resin with respect to nickel to form an ion-exchange resin saturated with nickel, cobalt, as well as a raffinate depleted in nickel and cobalt and containing water-soluble salts of iron and magnesium;
- десорбция никеля, кобальта с насыщенной ионообменной смолой раствором кислоты с получением элюатов, содержащих водорастворимые соли никеля, кобальта, и рецикл ионообменной смолы;- desorption of nickel, cobalt with a saturated ion exchange resin with an acid solution to obtain eluates containing water-soluble salts of nickel, cobalt, and recycling of the ion exchange resin;
- переработка элюатов с получением целевых никель- и кобальтсодержащих продуктов известными способами;- processing of eluates to obtain the target Nickel and cobalt-containing products by known methods;
- деление рафината на две части, рецикл одной из частей рафината на выщелачивание руды и вывод второй части рафината на утилизацию;- dividing the raffinate into two parts, recycling one of the parts of the raffinate to leach the ore and withdrawing the second part of the raffinate for recycling;
- водная промывка гранулированной руды по окончании выщелачивания из нее никеля и кобальта от водорастворимых солей и использование промводы в обороте с выведением нерастворимого остатка (н.о.) из технологического процесса в отвал.- water washing of granular ore after leaching of nickel and cobalt from water-soluble salts from it and the use of a wash in circulation with the removal of insoluble residue (n.o.) from the process to the dump.
На чертеже представлена схема технологического процесса, иллюстрирующая возможное промышленное использование патентуемого способа в условиях кучного выщелачивания.The drawing shows a flow diagram illustrating the possible industrial use of the patented method in conditions of heap leaching.
Переработка даже весьма бедной окисленной Ni-, Co-, Fe-, Mg-содержащей руды при атмосферном давлении и температуре окружающей среды обеспечивает сравнительно высокую степень извлечения никеля и кобальта в раствор при рациональном расходе кислоты, упрощении и удешевлении технологического процесса.Processing even very poor oxidized Ni-, Co-, Fe-, Mg-containing ores at atmospheric pressure and ambient temperature provides a relatively high degree of extraction of nickel and cobalt in solution with a rational consumption of acid, simplification and cheapening of the process.
Патентуемый способ основан на следующем. Никель связан в основном с более мягкими, чем породные компоненты тонкозернистыми, содержащими гидроксид железа минералами в лимонитной и сапролитной фракциях руд, а также тонкозернистыми силикатами никеля-магния. При этом мелко- и крупнозернистые фракции руды различаются по кислотоемкости и необходимой продолжительности выщелачивания. Как установлено заявителем (табл.1-3), при выщелачивании Ni и Со в идентичных условиях из мелкой и крупной фракций руды более высокое извлечение Ni и Со при меньшем удельном расходе кислоты достигается из крупной фракции руды. Это определяет целесообразность раздельного выщелачивания этих фракций руды. Отсутствуют также эффективные способы обогащения латеритных руд, содержащих как высокомагниевую и низкожелезистую сапролитную, так и низкомагниевую и высокожелезистую лимонитную фракции.The patented method is based on the following. Nickel is associated mainly with softer than rock components, fine-grained, containing iron hydroxide minerals in the limonite and saprolite fractions of ores, as well as fine-grained nickel-magnesium silicates. At the same time, fine and coarse-grained ore fractions differ in acid intensity and necessary leaching duration. As established by the applicant (Table 1-3), when Ni and Co are leached under identical conditions from the fine and coarse ore fractions, a higher extraction of Ni and Co with a lower specific acid consumption is achieved from the coarse ore fraction. This determines the feasibility of separate leaching of these ore fractions. There are also no effective methods for the enrichment of laterite ores containing both high-magnesium and low-iron saprolite, and low-magnesium and high-iron limonite fractions.
Наличие в рудах мелкозернистых и глинистых компонентов (минералов) обусловливает, прежде всего, потребность в гранулировании руды в случае использования наиболее экономичных способов кучного выщелачивания или перколяционного выщелачивания в емкостях для обеспечения при этом достаточно высокой скорости и равномерности просачивания выщелачивающих растворов по всему объему руды при сохранении формы и высокой механической прочности на сжатие рудных гранул.The presence in the ores of fine-grained and clay components (minerals) necessitates, first of all, the need for granulation of ore in the case of using the most economical methods of heap leaching or percolation leaching in tanks to ensure at the same time a sufficiently high speed and uniformity of leaching solutions throughout the ore volume while maintaining shape and high mechanical compressive strength of ore granules.
Учитывая сложность обогащения латеритных руд, нами были проведены эксперименты по совершенствованию рудоподготовки к кислотному выщелачиванию никеля и кобальта. Установлена возможность достижения сравнительно высокой степени извлечения никеля и кобальта из латеритной руды при одновременном более рациональном расходовании кислоты без проведения предварительного обогащения с выделением лимонитной и сапролитной фракций. То есть руду подвергают предварительному разделению на сравнительно мелкозернистую (-4 мм) и крупнозернистую (-13+4 мм) фракции. Далее производят раздельное гранулирование каждой из упомянутых фракций с образованием окатышей повышенной механической прочности, а уже затем - раздельное выщелачивание никеля и кобальта из этих фракций при рекомендуемых технологических режимах.Given the complexity of laterite ore dressing, we conducted experiments to improve the ore preparation for acid leaching of nickel and cobalt. The possibility of achieving a relatively high degree of extraction of nickel and cobalt from laterite ore with simultaneous more rational consumption of acid without preliminary enrichment with the allocation of limonite and saprolite fractions is established. That is, the ore is subjected to preliminary separation into relatively fine-grained (-4 mm) and coarse-grained (-13 + 4 mm) fractions. Next, separate granulation of each of the mentioned fractions is carried out with the formation of pellets of increased mechanical strength, and only then, separate leaching of nickel and cobalt from these fractions is carried out under the recommended technological conditions.
Как следует из табл. 1-3, разделение окисленной никель-, кобальт-, железо-, магнийсодержащей руды на фракции -13+4 мм и -4 мм, гранулирование этих фракций руды с использованием серной кислоты с образованием окатышей соответственно крупностью в основном -20+8 мм и -8+5 мм, последующее сернокислое выщелачивание из гранулированной руды никеля и кобальта при атмосферном давлении и температуре окружающей среды позволяет повысить перевод их в продуктивный раствор при сравнительно непродолжительном (ок. 30 суток) выщелачивании и исключить нерациональный расход серной кислоты, имеющий место при выщелачивании руды без разделения ее на фракции в течение требуемого более продолжительного времени (несколько месяцев).As follows from the table. 1-3, the separation of oxidized Nickel, cobalt, iron, magnesium ore into fractions of -13 + 4 mm and -4 mm, granulation of these ore fractions using sulfuric acid with the formation of pellets, respectively, mainly in size -20 + 8 mm and -8 + 5 mm, subsequent sulfuric acid leaching from granular ore of nickel and cobalt at atmospheric pressure and ambient temperature can increase their transfer to a productive solution with a relatively short (about 30 days) leaching and to eliminate the irrational consumption of sulfuric acid s, which takes place in the leaching of the ore without separation into fractions for the required longer period of time (several months).
Выщелачивание никеля и кобальта из гранулированной руды фракции - 4 мм с повышенным содержанием железа и пониженным магния (18,5% Fe; 4,7% MgO) возможно проводить путем просачивания циркулирующего выщелачивающего раствора с начальной концентрацией N2SO4 от 100 до 50 г/дм3 по методу кучного или перколяционного выщелачивания при скорости подачи выщелачивающего раствора по меньшей мере 50 л/м2·ч с достижением остаточной кислотности маточного раствора ~20-40 г/дм3. При продолжительности выщелачивания ~30 сут., расходе кислоты 85-170 кг/т руды извлечение никеля и кобальта достигает 34 и 26%, соответственно.Leaching of nickel and cobalt from a granular ore fraction of 4 mm with a high iron content and low magnesium (18.5% Fe; 4.7% MgO) can be carried out by filtering out a circulating leaching solution with an initial concentration of N 2 SO 4 from 100 to 50 g / dm 3 by the method of heap or percolation leaching at a feed rate of the leach solution of at least 50 l / m 2 · h with a residual acidity of the mother liquor of ~ 20-40 g / dm 3 . With a leaching time of ~ 30 days, an acid flow rate of 85-170 kg / t of ore, nickel and cobalt recovery reaches 34 and 26%, respectively.
Выщелачивание Ni и Со из руды мелкой фракции -4 мм (размер гранул в основном -8+5 мм) с пониженным содержанием железа и повышенным магния (9,5% Fe; 23,7% MgO) также возможно проводить по методу кучного или перколяционного выщелачивания циркулирующими растворами с начальной концентрацией от 50 до 100 г/дм3, при скорости их подачи по меньшей мере 50 л/м2·ч в течение 30 суток с достижением остаточной кислотности маточного раствора 3-10 г/дм3. При этом удельный расход H2SO4 составляет 140-290 кг/т руды, а извлечение никеля и кобальта 51-57 и 34-35% соответственно.Leaching of Ni and Co from a fine fraction of -4 mm (granule size mainly -8 + 5 mm) with a reduced iron content and increased magnesium (9.5% Fe; 23.7% MgO) can also be carried out according to the heap or percolation method leaching with circulating solutions with an initial concentration of from 50 to 100 g / dm 3 , at a flow rate of at least 50 l / m 2 · h for 30 days, with a residual acidity of the mother liquor of 3-10 g / dm 3 being achieved. The specific consumption of H 2 SO 4 is 140-290 kg / t of ore, and the extraction of nickel and cobalt is 51-57 and 34-35%, respectively.
Выщелачивание Ni и Со из руды крупной фракции -13+4 мм (размер гранул в основном -20+8 мм) также целесообразно осуществлять по методу кучного или перколяционного выщелачивания в режиме циркуляции выщелачивающего раствора с начальной концентрацией 50-100 г Н2SO4/дм3, предпочтительно 100 г/л, и содержащего по меньшей мере 100 г/дм3 MgSO4, в течение 30 суток при скорости подачи выщелачивающего раствора по меньшей мере 50 л/м2·ч с достижением остаточной кислотности маточного раствора около 7 г/дм3 (рН 1-3). При этом удельный расход H2SO4 составляет ~130 кг/т руды, а извлечение в продуктивный раствор Ni и Со достигает 66 и 65% соответственно. При увеличении расхода H2SO4 до 450 кг/т руды извлечение никеля и кобальта может быть повышено до 80 и 70% соответственно.Leaching of Ni and Co from coarse ore -13 + 4 mm (granule size is mainly -20 + 8 mm) is also advisable to carry out the method of heap or percolation leaching in the mode of circulation of the leach solution with an initial concentration of 50-100 g H 2 SO 4 / dm 3 , preferably 100 g / l, and containing at least 100 g / dm 3 MgSO 4 , for 30 days at a feed rate of the leach solution of at least 50 l / m 2 · h with a residual acidity of the mother liquor of about 7 g / dm 3 (pH 1-3). Moreover, the specific consumption of H 2 SO 4 is ~ 130 kg / t of ore, and the extraction of Ni and Co into the productive solution reaches 66 and 65%, respectively. With an increase in the consumption of H 2 SO 4 up to 450 kg / t of ore, the extraction of nickel and cobalt can be increased to 80 and 70%, respectively.
Утилизацию рафината осуществляют пирогидролизом с образованием оксида магния, кислоты и конденсированной воды, которые повторно используют в обороте. Образованные при пирогидролизе азотно-кислого рафината оксиды азота конвертируют в азотную кислоту по любому из известных способов, например, описанному в US 6264909, Drinkard, 24.07.2001. Утилизация рафината возможна также с получением водорастворимой соли магния, например MgS04 в качестве товарного продукта.Disposal of the raffinate is carried out by pyrohydrolysis with the formation of magnesium oxide, acid and condensed water, which are reused in circulation. Nitrogen oxides formed by pyrohydrolysis of nitric acid raffinate are converted to nitric acid by any of the known methods, for example, as described in US 6264909, Drinkard, July 24, 2001. Raffinate utilization is also possible with the production of a water-soluble magnesium salt, for example MgS0 4, as a commercial product.
Возможный вариант реализации изобретения показан на примере выщелачивания никеля и кобальта в колонне как модели кучного и перколяционного выщелачивания. Воздушно-сухую окисленную Ni-, Co-, Fe-, Mg-coдержащую руду подвергают дроблению до -13 мм и разделяют грохочением на две фракции -13+4 мм и -4 мм, содержащие соответственно, мас.%: 0,5 Ni; 0,01 Со; 11,8 Fe; 15,8 MgO и 0,57 Ni; 0,012 Co; 14,5 Fe; 9,2 MgO.A possible embodiment of the invention is shown by the example of nickel and cobalt leaching in a column as a model of heap and percolation leaching. The air-dry oxidized Ni-, Co-, Fe-, Mg-containing ore is crushed to -13 mm and separated by screening into two fractions -13 + 4 mm and -4 mm, containing, respectively, wt.%: 0.5 Ni ; 0.01 Co; 11.8 Fe; 15.8 MgO and 0.57 Ni; 0.012 Co; 14.5 Fe; 9.2 MgO.
Далее проводят раздельное гранулирование каждой из этих фракций руды путем перемешивания с добавкой в качестве связующего строительного гипса в количестве 4 кг/т руды при орошении раствором серной кислоты с концентрацией 180 г/дм3 из расчета образования окатышей с влажностью 8-10%, имеющих крупность, в основном, соответственно -20+8 мм и -8+5 мм. Полученные гранулы выдерживают на воздухе в течение до 24 ч, при этом прочность гранул на сжатие достигает 80-100 кПа вместо 50-60 кПа в случае использования для гранулирования только одной серной кислоты.Next, separate granulation of each of these ore fractions is carried out by mixing with the addition of building gypsum as a binder in the amount of 4 kg / t of ore when irrigated with a solution of sulfuric acid with a concentration of 180 g / dm 3 based on the formation of pellets with a moisture content of 8-10%, having a fineness mainly -20 + 8 mm and -8 + 5 mm, respectively. The obtained granules are kept in air for up to 24 hours, while the compressive strength of the granules reaches 80-100 kPa instead of 50-60 kPa if only one sulfuric acid is used for granulation.
Это позволяет уменьшить степень разрушения окатышей и тем самым повысить скорость просачивания выщелачивающих растворов по всей рудной массе и соответственно сократить время выщелачивания и увеличить извлечения металлов.This allows to reduce the degree of destruction of the pellets and thereby increase the rate of leaching of leach solutions throughout the ore mass and, accordingly, to reduce the time of leaching and increase the recovery of metals.
Каждую из гранулированных фракций руды загружают в колонки выщелачивания высотой 4 м и диаметром ~0,1 м, оборудованные в нижней части дренажным устройством, штуцером для вывода выщелачивающего (маточного) раствора и лючками для выгрузки руды. Колонки позволяют моделировать процессы кучного и перколяционного выщелачивания.Each of the granular ore fractions is loaded into leaching columns with a height of 4 m and a diameter of ~ 0.1 m, equipped in the lower part with a drainage device, a fitting for outputting the leach (mother) solution and hatches for unloading the ore. Columns allow you to simulate the processes of heap and percolation leaching.
Загруженную в колонку руду в виде окатышей крупностью -8+5 мм подвергают выщелачиванию, обрабатывая ее при комнатной температуре с начальной концентрацией от 100 до 50 г/дм3 H2SO4 и ~100 г/дм3 MgSO4 в режиме гравитационного просачивания при скорости подачи раствора не менее 50 л/м2·ч в течение 30 суток при Т:Ж=1:3.The ore loaded into the column in the form of pellets with a grain size of -8 + 5 mm is subjected to leaching, treating it at room temperature with an initial concentration of 100 to 50 g / dm 3 H 2 SO 4 and ~ 100 g / dm 3 MgSO 4 in the gravity seepage mode at the flow rate of the solution is not less than 50 l / m 2 · h for 30 days at T: W = 1: 3.
Полученный маточный раствор при необходимости подкисляют до 45-30 г/дм3 H2SO4 и направляют на выщелачивание в колонку с гранулированной рудой в виде окатышей крупностью -20+8 мм со скоростью просачивания не менее 50 л/м2·ч также в течение 30 суток при Т:Ж=1:3. Продуктивный раствор, нейтрализованный перерабатываемой рудой до рН 1-3 (5-10 г/дм3 H2SO4) направляют на извлечение Ni и Со известным путем, в частности путем сорбции ионоообменной смолой DOW XFS-4195 с получением рафината, обедненного никелем и кобальтом и содержащего сульфаты железа и магния.The resulting mother liquor, if necessary, is acidified to 45-30 g / dm 3 H 2 SO 4 and sent to leach into a column with granular ore in the form of pellets with a grain size of -20 + 8 mm with a percolation rate of at least 50 l / m 2 · h for 30 days at T: W = 1: 3. A productive solution neutralized by the processed ore to a pH of 1-3 (5-10 g / dm 3 H 2 SO 4 ) is sent to the extraction of Ni and Co in a known manner, in particular by sorption with DOW XFS-4195 ion-exchange resin to obtain a nickel depleted raffinate and cobalt and containing sulfates of iron and magnesium.
Рафинат делят на две части, одну из которых выводят из процесса на утилизацию, а другую подкисляют до 50-100 г/дм3 и направляют на выщелачивание руды в виде окатышей крупностью -8+5 мм. Деление рафината на части производят из расчета поддержания в нем концентрации MgSO4 по меньшей мере 100 г/дм3. По прошествии 30 суток руду в колонках промывают раствором Н2SO4 при рН≈1, выгружают, сушат, измельчают, анализируют на Ni, Co, Fe, Mg и производят расчет степени извлечения металлов из руды в продуктивный раствор. Исходя из количества затраченной серной кислоты и массы руды рассчитывают удельный расход H2SO4 (кг/т руды).The raffinate is divided into two parts, one of which is removed from the process for disposal, and the other is acidified to 50-100 g / dm 3 and sent to the leaching of ore in the form of pellets with a grain size of -8 + 5 mm. The raffinate is divided into parts based on the maintenance of the concentration of MgSO 4 in it of at least 100 g / dm 3 . After 30 days, the ore in the columns is washed with a solution of H 2 SO 4 at pH≈1, unloaded, dried, crushed, analyzed for Ni, Co, Fe, Mg and the degree of extraction of metals from the ore into the productive solution is calculated. Based on the amount of sulfuric acid consumed and the ore mass, the specific consumption of H 2 SO 4 (kg / t ore) is calculated.
Результаты выщелачивания Ni, Со и попутно Fe, Mg приведены в табл. 4 и свидетельствуют о следующем.The results of leaching of Ni, Co, and simultaneously Fe, Mg are given in table. 4 and indicate the following.
1. Из весьма бедной окисленной латеритной руды, содержащей ~0,5%Ni и ~0,05%Со, что соответствует, например, содержанию Ni и Со в хвостах переработки руды на упомянутом заводе Моа Бей (Куба), достигается довольно высокое извлечение никеля и кобальта в раствор, равное 70%. При этом остаточное содержание Ni и Со в нерастворимом остатке составляет всего лишь 0,19 и 0,004% соответственно.1. From a very poor oxidized laterite ore containing ~ 0.5% Ni and ~ 0.05% Co, which corresponds, for example, to the content of Ni and Co in the tailings of ore processing at the mentioned Moa Bay plant (Cuba), a rather high recovery is achieved nickel and cobalt in a solution equal to 70%. Moreover, the residual content of Ni and Co in the insoluble residue is only 0.19 and 0.004%, respectively.
2. Удельный расход H2SO4 при выщелачивании мелкой и крупной фракций руды равен 275 и 130 кг/т, соответственно, или в среднем ~210 кг/т. Это меньше, чем, например, удельный расход Н2SO4 на заводе Моа Бей (240 кг/т руды) и в 2-2,5 раза меньше, чем, например, по упомянутому WO 2007/117169, или почти в 4-5 раз меньше удельного расхода согласно способу по US 6379637.2. The specific consumption of H 2 SO 4 during leaching of fine and coarse ore fractions is 275 and 130 kg / t, respectively, or on average ~ 210 kg / t. This is less than, for example, the specific consumption of Н 2 SO 4 at the Moa Bay plant (240 kg / t of ore) and is 2-2.5 times less than, for example, according to the aforementioned WO 2007/117169, or almost 4- 5 times less specific consumption according to the method according to US 6379637.
3. Продолжительность выщелачивания, моделирующего режим кучного выщелачивания никеля и кобальта составляет 20-40 суток (предпочтительно 30 суток) вместо обычного времени процесса кучного выщелачивания (не менее 2-х месяцев).3. The duration of the leaching simulating the heap leaching of nickel and cobalt is 20-40 days (preferably 30 days) instead of the usual time of the heap leaching process (at least 2 months).
Claims (20)
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU2009109728A RU2393250C1 (en) | 2009-03-18 | 2009-03-18 | Procedure for processing oxidised nickel-, cobalt-, iron-, and magnesium-containing ore |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU2009109728A RU2393250C1 (en) | 2009-03-18 | 2009-03-18 | Procedure for processing oxidised nickel-, cobalt-, iron-, and magnesium-containing ore |
Publications (1)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| RU2393250C1 true RU2393250C1 (en) | 2010-06-27 |
Family
ID=42683625
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| RU2009109728A RU2393250C1 (en) | 2009-03-18 | 2009-03-18 | Procedure for processing oxidised nickel-, cobalt-, iron-, and magnesium-containing ore |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| RU (1) | RU2393250C1 (en) |
Cited By (2)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| CN102814058A (en) * | 2012-09-17 | 2012-12-12 | 工信华鑫科技有限公司 | Method for implementing nickel-magnesium separation, enrichment and purification by using heavy metal adsorbing material |
| RU2631771C1 (en) * | 2016-04-07 | 2017-09-26 | Федеральное государственное бюджетное учреждение науки Институт металлургии Уральского отделения Российской академии наук (ИМЕТ УрО РАН) | Method for producing pellets |
-
2009
- 2009-03-18 RU RU2009109728A patent/RU2393250C1/en not_active IP Right Cessation
Cited By (2)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| CN102814058A (en) * | 2012-09-17 | 2012-12-12 | 工信华鑫科技有限公司 | Method for implementing nickel-magnesium separation, enrichment and purification by using heavy metal adsorbing material |
| RU2631771C1 (en) * | 2016-04-07 | 2017-09-26 | Федеральное государственное бюджетное учреждение науки Институт металлургии Уральского отделения Российской академии наук (ИМЕТ УрО РАН) | Method for producing pellets |
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 | |
| AU705253B2 (en) | Method for recovering nickel from high magnesium-containing Ni-Fe-Mg lateritic ore | |
| AU2005336880A1 (en) | Process for leaching lateritic ore at atmospheric pressure | |
| ZA200707029B (en) | Production of ferronickel | |
| FI121180B (en) | A method for treating nickel plater ore | |
| AU2008299587B2 (en) | Limonite and saprolite heap leach process | |
| RU2393250C1 (en) | Procedure for processing oxidised nickel-, cobalt-, iron-, and magnesium-containing ore | |
| RU2694188C1 (en) | Processing method of oxidised nickel-cobalt ore | |
| CN102021332B (en) | Technology for recycling Ni, Co, Fe, and Mg from nickel oxide mineral | |
| US3367740A (en) | Promotion agents in the sulphation of oxidized nickel and cobalt bearing ores | |
| CN101273146A (en) | Method for atmospheric digestion of laterite ore | |
| CN102220483B (en) | Two-stage roasting treatment method for laterite nickel ore | |
| WO2015009204A2 (en) | Process for extraction of nickel, cobalt and other metals from laterite ores | |
| US8454723B2 (en) | Saprolite neutralisation of heap leach process | |
| AU2007200975A1 (en) | Process for recovering nickel and cobalt from oversize ore particles | |
| EP2385994B1 (en) | Method of agglomeration | |
| JP7247729B2 (en) | Neutralization treatment method for poor liquid generated in hydrometallurgy of nickel oxide ore | |
| Ikhwani et al. | Laterite nickel hydrometallurgical residues characterization and potential utilization of valuable elements | |
| WO2007117169A1 (en) | Method for processing oxidised nickel-cobalt ore | |
| KR20080058458A (en) | Process for leaching lateritic ore at atmospheric pressure | |
| CA2837899A1 (en) | Selective base metals leaching from laterite ores |
Legal Events
| Date | Code | Title | Description |
|---|---|---|---|
| MM4A | The patent is invalid due to non-payment of fees |
Effective date: 20140319 |