RU2495944C1 - Способ переработки никельсодержащих сульфидных материалов - Google Patents
Способ переработки никельсодержащих сульфидных материалов Download PDFInfo
- Publication number
- RU2495944C1 RU2495944C1 RU2012109377/02A RU2012109377A RU2495944C1 RU 2495944 C1 RU2495944 C1 RU 2495944C1 RU 2012109377/02 A RU2012109377/02 A RU 2012109377/02A RU 2012109377 A RU2012109377 A RU 2012109377A RU 2495944 C1 RU2495944 C1 RU 2495944C1
- Authority
- RU
- Russia
- Prior art keywords
- nickel
- magnetic
- separation
- melt
- copper
- Prior art date
Links
Landscapes
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Abstract
Изобретение относится к области металлургии, в частности к восстановлению никеля из сульфидного сырья, и может быть использовано при металлизации предварительно обогащенного материала, содержащего 60-70% сульфидного никелевого концентрата разделения файнштейна. Способ переработки никельсодержащих сульфидных материалов включает восстановление никеля с использованием каустической соды и технического кислорода при перемешивании. Восстановление никеля проводят при температуре 700±10°C, расходе технического кислорода 1,5-1,7% от массы продукта, перемешивании в течение 10-15 мин. Затем ведут отделение сопутствующей меди магнитной сепарацией непосредственно из плава, температура которого составляет 340-350°C. При этом сконцентрированный на магнитных стержнях никелевый осадок, содержащий щелочной плав, подвергают последовательной отмывке в воде от каустической соды и сульфата натрия с соответствующим вымыванием немагнитных твердых частиц меди и разделением фаз центрифугированием. Магнитный никелевый осадок затем смывают в воду после размагничивания магнитных стержней с получением обезмеженного никеля. Техническим результатом является прямое восстановление никеля из сульфидных соединений при попутном отделении меди. 1 пр.
Description
Изобретение относится к области металлургии, в частности к восстановлению никеля из сульфидного сырья, и может быть использовано при металлизации предварительно обогащенного материала, содержащего 60-70% извлекаемого металла, например сульфидного никелевого концентрата разделения файнштейна.
Известен способ восстановления никеля из сульфидных материалов, связанный с высокотемпературной конверсией его сульфидных соединений в кислородные и кислородно-хлоридные, включающий окислительный обжиг (1050-1150°C) в печи кипящего слоя, окислительно-хлорирующий обжиг огарка с участием NaCl при температуре 700-750°C во вращающейся печи барабанного типа с последующим охлаждением огарка, направляемого на выщелачивание меди, входящей в его состав, в растворе серной кислоты, фильтрацией пульпы и окислительным обжигом кека, в трубчатой печи при температуре 780-800°C. Горячий оксидный огарок поступает в трубчатую вращающуюся печь на восстановление никеля из его закиси (1150-1200°C) с использованием нефтяного коксика. В полученном продукте содержание металлического никеля составляет 80-82%. Осадок охлаждают в холодильнике и направляют на восстановительную плавку с флюсами и углеродным восстановителем в дуговой электродной печи при температуре 1550-1600°С с получением расплава металлического никеля, выливаемого в изложницы, выполненные в форме анода [Худяков И.О., Тихонов А.И., Деев В.И., Набойченко С.С. Металлургия меди, никеля и кобальта. Т.2 Металлургия никеля и кобальта. М.: Металлургия, 1977. - 264 с.]. Способ отличается многооперационностью, значительным количеством печного оборудования, экологической опасностью, энергозатратностью.
Близким к прототипу является способ восстановления меди непосредственно из сульфидных соединений в среде каустической соды при массовом соотношении концентрат: щелочь, равном, 1:3, температуре 550±20°C, перемешивании механической мешалкой и подачей в расплав технического кислорода, расход которого составляет 5% от массы сульфидного медного продукта. Продолжительность восстановительного процесса 25-30 мин. В результате в системе накапливается по-разному спеченный осадок частиц металлической меди в жидкотекучем расплаве щелочи, содержащей сульфат натрия. Отделение металлической фазы от расплава осуществляется в результате выщелачивания охлажденного плава в воде с переводом в раствор NaOH и Na2SO4 [Патент РФ №2329315, МПК C22B 5/00, Способ восстановления меди из сульфидных продуктов / B.C. Чекушин, Н.В. Олейникова, А.А. Стародубцева, Л.А. Стародубцев; заявитель и патентообладатель Чекушин B.C., ГОУ ВПО «ГУЦМиЗ». - №2006130229/02; заявл. 21.08.2006; опубл. 20.07.2008.].
Способ отличается отсутствием газообразных экологически опасных серо- и углеродсодержащих продуктов (SO2, SO3, СО, CO2), низкими энергозатратами, простотой аппаратурного оформления. Прототип реализуется при восстановлении меди из сульфидных соединений и при этом отсутствуют решения, связанные с отделением металлов-примесей, сопутствующих целевому металлу.
Целью изобретения является прямое восстановление никеля из сульфидных соединений, содержащихся в металлургических материалах, при попутном отделении меди от никельсодержащих составляющих.
Поставленная цель достигается при переработке никельсодержащего сульфидного материала с участием каустической соды и технического кислорода при перемешивании системы, когда восстановление никеля проводят при температуре 700±10°C, расходе технического кислорода 1,5-1,7% от массы продукта, в течение 10-15 мин перемешивания фаз с последующим отделением сопутствующей меди магнитной сепарацией непосредственно из плава, температура которого 340-350°С; сконцентрированный на магните никелевый осадок, содержащий щелочной плав, подвергают последовательной отмывке в воде от каустической соды и сульфата натрия с соответствующим вымыванием немагнитных твердых частиц меди с центрифужным разделением фаз; магнитный никелевый осадок смывают в воду после размагничивания магнитных стержней с получением обезмеженного никеля.
В предлагаемом способе в отличие от прототипа рекомендованы новые условия осуществления глубокого восстановления никеля непосредственно из сульфидных соединений в щелочной среде. Рекомендуемая температура восстановления никеля 700±10°C обеспечивает высокую скорость и полноту металлизации, сохраняя тонкую дисперсность новой твердой фазы с последующим концентрированном металлического никеля в магнитном продукте непосредственно из щелочного плава, разогретого до температуры 340-35°C, т.е., ниже температуры точки Кюри для никеля (360°C). Медь остается в щелочном плаве в виде твердых немагнитных включений и выделяется в самостоятельный продукт при разделении водных пульп выщелачивания каустической соды и сульфата натрия из магнитных никелевых осадков. По совокупности указанные признаки осуществления способа соответствуют критерию «НОВИЗНА».
Процесс осуществляется следующим образом. В реторту электрической печи загружают сухую (или расплавленную) щелочь, нагревают до температуры 700°C. При включенном перемешивании и подаче технического кислорода, загружают сухой никелевый материал. Продолжительность перемешивания 15 мин. Открывают донный клапан реторты и твердожидкий плав сливают в реторту электропечи магнитной сепарации, в крышке которой закреплены электромагниты (4-5 штук) в виде стержней с установленной в центре лопастной мешалкой с электроприводом. Сливаемый из реторты печи восстановления плав охлаждают до температуры 340-350°C при перемешивании. В данных температурных условиях происходит набор магнитной составляющей на магнитные стержни. Осадки на магнитных стержнях смочены щелочным плавом. Крышку совместно с гарнитурой снимают с реторты печи магнитной сепарации, охлаждают и устанавливают на реактор последовательного выщелачивания в воде каустической соды и сульфата натрия. Полученные растворы отделяют от присутствующих в них взвешенных частиц центрифугированием. Никелевый осадок, находящийся на магнитах, смывают водой после размагничивания стержней и направляют на отделение от водной фазы центрифугированием. Не участвовавший в магнитном разделении щелочной плав, остающийся в реторте магнитной сепарации, возвращают в реторту печи восстановления.
Способ описан в примерах
Никелевый концентрат разделения файнштейна представлен элементным составом, %: Ni 66,3; Cu 3,6; Со 0,5; Fe 4,5; S 25,1. Фазовый состав, %: Ni3S2 90; Ni4,5Fe4,5S8 2; Cu2S 4,3; CuFeS2 2,5; CoS 1,1.
Восстановление металла проводят в стальной цилиндрической реторте шахтной электрической печи. В крышке реторты расположен загрузочный люк для подачи никелевого материала и каустической соды, водоохлаждаемый подшипниковый узел для вала лопастной мешалки, связанной с мотор-редуктором, чехол для термопары, труба для подачи в расплав технического кислорода и труба местной вентиляции. Крышка жестко связана с тепловым экраном.
В реторте наплавляют и разогревают каустическую соду до 700°C. Масса NaOH 30 кг. При включенном перемешивании и подаче технического кислорода производят загрузку никелевого материала (10 кг) на поверхность расплава щелочи. Общий расход технического кислорода составляет 0,15 кг. Его барботируют через расплав в течение 15 мин перемешивания. Продолжительность загрузки материала в расплав составляет 5 мин. Продолжительность перемешивания системы (плава) составляет 15 мин.
Через донный клапан реторты восстановления твердожидкую систему сливают в реторту магнитной сепарации, снабженную обогревательным устройством. Плав охлаждают при перемешивании механической мешалкой до температуры 340-350°C.
В крышке реторты магнитной сепарации, кроме лопастной мешалки, вмонтированы стержни электромагнитов. Они разогреваются в процессе охлаждения плава до указанной выше температуры. На стержнях формируется осадок твердого, покрытый плавом. Совместно с магнитным материалом на стержнях зависает до 50% (масс) плава от присутствующего, представленного немагнитной твердой составляющей, расплавленными NaOH и Na2SO4. С некоторым приближением расплавленная составляющая на электромагнитах содержит 11,9 кг NaOH, 5,5 кг Na2SO4 и 1,8 кг твердого немагнитного продукта. Свободный плав, оставшийся в реторте магнитной сепарации, представлен аналогичным массовым отношением компонентов. Его возвращают на передел восстановления. После завершения магнитного разделения, крышку реторты вместе с электромагнитами и мешалкой, охлаждают и устанавливают в реактор выщелачивания, в который подают воду. Включают перемешивание. Расход воды, поступающей на выщелачивание NaOH, обеспечивает получение раствора, содержащего 640-650 кг/м3 реагента. В водной фазе накапливается некоторая часть немагнитного твердого осадка (около 1 кг). Водная пульпа поступает в центрифугу с получением осветленного раствора NaOH и твердого осадка. (Раствор перекачивают в выпарной аппарат).
В реактор выщелачивания подают воду для растворения сульфата натрия с электромагнитов и накапливания в водной среде немагнитных твердых включений. Расход воды на растворение сульфата натрия обеспечивает содержание в ней 330-350 кг/м3 Na2SO4. После центрифугирования водной пульпы раствор поступает на упаривание и получение товарного Na2SO4.
В реактор с электромагнитами заливают воду, отключают электропитание магнитов. Осадки магнитного материала смываю в водную среду. Пульпу центрифугируют, осадок сушат, взвешивают и анализируют. В условиях переработки 10 кг сухого никелевого продукта-концентрата разделения файн-штейна, получен магнитный продукт, содержащий, кг (%): Ni 6,6 (92,63); Со 0,05 (07); Fe 0,47 (6,6); Cu 0,005 (0,07). Извлечение металлов в магнитный продукт составило, %: Ni 99,5; Со и Fe около 99; Cu 13,9.
Claims (1)
- Способ переработки никельсодержащих сульфидных материалов с использованием каустической соды и технического кислорода при перемешивании, включающий восстановление никеля, отличающийся тем, что восстановление никеля проводят при температуре 700±10°C, расходе технического кислорода 1,5-1,7% от массы продукта, перемешивании в течение 10-15 мин с последующим отделением сопутствующей меди магнитной сепарацией непосредственно из плава, температура которого составляет 340-350°C, при этом сконцентрированный на магнитных стержнях никелевый осадок, содержащий щелочной плав, подвергают последовательной отмывке в воде от каустической соды и сульфата натрия с соответствующим вымыванием немагнитных твердых частиц меди и разделением фаз центрифугированием, а магнитный никелевый осадок смывают в воду после размагничивания магнитных стержней с получением обезмеженного никеля.
Priority Applications (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
RU2012109377/02A RU2495944C1 (ru) | 2012-03-12 | 2012-03-12 | Способ переработки никельсодержащих сульфидных материалов |
Applications Claiming Priority (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
RU2012109377/02A RU2495944C1 (ru) | 2012-03-12 | 2012-03-12 | Способ переработки никельсодержащих сульфидных материалов |
Publications (2)
Publication Number | Publication Date |
---|---|
RU2012109377A RU2012109377A (ru) | 2013-09-20 |
RU2495944C1 true RU2495944C1 (ru) | 2013-10-20 |
Family
ID=49182909
Family Applications (1)
Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
---|---|---|---|
RU2012109377/02A RU2495944C1 (ru) | 2012-03-12 | 2012-03-12 | Способ переработки никельсодержащих сульфидных материалов |
Country Status (1)
Country | Link |
---|---|
RU (1) | RU2495944C1 (ru) |
Citations (8)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
GB1274287A (en) * | 1969-09-18 | 1972-05-17 | Bechtel Internat Corp | A process of smelting mineral products |
SE7808922L (sv) * | 1977-08-24 | 1979-02-25 | Anaconda Co | Direkt framstellning av kopparmetall |
JPS57192232A (en) * | 1981-05-21 | 1982-11-26 | Mitsubishi Metal Corp | Continuous steel-refining method |
JPS61221338A (ja) * | 1985-03-20 | 1986-10-01 | インコ、リミテツド | 冶金法 |
RU2089638C1 (ru) * | 1994-06-29 | 1997-09-10 | Институт высотемпературной электрохимии Уральского отделения РАН | Способ получения меди из сульфида меди |
US5888270A (en) * | 1994-06-30 | 1999-03-30 | Mount Isa Mines Ltd. | Copper converting |
RU2254385C1 (ru) * | 2004-02-09 | 2005-06-20 | Чекушин Владимир Семенович | Способ восстановления меди из сульфидных соединений |
RU2329315C2 (ru) * | 2006-08-21 | 2008-07-20 | Государственное образовательное учреждение высшего профессионального образования "Государственный университет цветных металлов и золота" | Способ восстановления меди из сульфидных продуктов |
-
2012
- 2012-03-12 RU RU2012109377/02A patent/RU2495944C1/ru not_active IP Right Cessation
Patent Citations (8)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
GB1274287A (en) * | 1969-09-18 | 1972-05-17 | Bechtel Internat Corp | A process of smelting mineral products |
SE7808922L (sv) * | 1977-08-24 | 1979-02-25 | Anaconda Co | Direkt framstellning av kopparmetall |
JPS57192232A (en) * | 1981-05-21 | 1982-11-26 | Mitsubishi Metal Corp | Continuous steel-refining method |
JPS61221338A (ja) * | 1985-03-20 | 1986-10-01 | インコ、リミテツド | 冶金法 |
RU2089638C1 (ru) * | 1994-06-29 | 1997-09-10 | Институт высотемпературной электрохимии Уральского отделения РАН | Способ получения меди из сульфида меди |
US5888270A (en) * | 1994-06-30 | 1999-03-30 | Mount Isa Mines Ltd. | Copper converting |
RU2254385C1 (ru) * | 2004-02-09 | 2005-06-20 | Чекушин Владимир Семенович | Способ восстановления меди из сульфидных соединений |
RU2329315C2 (ru) * | 2006-08-21 | 2008-07-20 | Государственное образовательное учреждение высшего профессионального образования "Государственный университет цветных металлов и золота" | Способ восстановления меди из сульфидных продуктов |
Also Published As
Publication number | Publication date |
---|---|
RU2012109377A (ru) | 2013-09-20 |
Similar Documents
Publication | Publication Date | Title |
---|---|---|
Yong et al. | Co-treatment of electroplating sludge, copper slag, and spent cathode carbon for recovering and solidifying heavy metals | |
CN101509077B (zh) | 矿相重构从汽车催化剂中提取铂钯铑的方法 | |
Chen et al. | Desilication from titanium–vanadium slag by alkaline leaching | |
WO2010094161A1 (zh) | 盐酸全闭路循环法从红土镍矿中提取有价金属的方法 | |
CN105886770A (zh) | 一种贵金属二次资源高效富集的方法 | |
CN115386736B (zh) | 一种富氧侧吹炉处理红土镍矿的方法 | |
KR20140021552A (ko) | 백금족 금속 농축물의 정제 방법 | |
WO2009129653A1 (zh) | 一种红土镍矿的综合回收利用方法 | |
CN110651054B (zh) | 用催化剂对铬铁矿进行碳热直接还原以用于铬铁合金的生产 | |
Linsong et al. | Recovery of metals from jarosite of hydrometallurgical nickel production by thermal treatment and leaching | |
CN105861851A (zh) | 一种铂族金属二次资源高效富集的方法 | |
CN110106433B (zh) | 一种熔融贫化铜渣和锌渣的综合利用方法 | |
CN105886771A (zh) | 一种铁粉和铁矿混合还原熔炼高效捕集铂族金属的方法 | |
Geng et al. | Extraction of valuable metals from low nickel matte by calcified roasting− acid leaching process | |
CN109371252A (zh) | 一种火法与湿法联合处理炼锑砷碱渣的装置及方法 | |
CN111519026B (zh) | 一种浸出二次包裹金赤铁矿的方法 | |
CN104294055A (zh) | 一种钒渣提钒的方法 | |
EA029428B1 (ru) | Способ и устройство для получения металлов платиновой группы (мпг) и феррохрома из содержащей мпг хромитовой руды | |
CN104404262A (zh) | 一种铜浮渣处理工艺 | |
Han et al. | Synchronous extraction of Mn, Pb, Sn, and Se from hazardous electrolytic manganese anode slime (EMAS) via sulfidation transformation and leaching: Rapid separation and sulfidation mechanism | |
CN103205772B (zh) | 电解二氧化锰的生产方法 | |
Wang et al. | A green method to clean copper slag and rapidly recover copper resources via reduction-sulfurizing smelting and super-gravity separation at low temperature | |
RU2495944C1 (ru) | Способ переработки никельсодержащих сульфидных материалов | |
Yang et al. | Sulfuric acid leaching of high iron-bearing zinc calcine | |
CN102560157A (zh) | 从高铁低锌多金属尾矿中回收锌铟的方法 |
Legal Events
Date | Code | Title | Description |
---|---|---|---|
MM4A | The patent is invalid due to non-payment of fees |
Effective date: 20150313 |