RU2694188C1 - Processing method of oxidised nickel-cobalt ore - Google Patents
Processing method of oxidised nickel-cobalt ore Download PDFInfo
- Publication number
- RU2694188C1 RU2694188C1 RU2018143541A RU2018143541A RU2694188C1 RU 2694188 C1 RU2694188 C1 RU 2694188C1 RU 2018143541 A RU2018143541 A RU 2018143541A RU 2018143541 A RU2018143541 A RU 2018143541A RU 2694188 C1 RU2694188 C1 RU 2694188C1
- Authority
- RU
- Russia
- Prior art keywords
- ore
- cobalt
- nickel
- leaching
- manganese
- Prior art date
Links
- QXZUUHYBWMWJHK-UHFFFAOYSA-N [Co].[Ni] Chemical compound [Co].[Ni] QXZUUHYBWMWJHK-UHFFFAOYSA-N 0.000 title claims abstract description 12
- 238000003672 processing method Methods 0.000 title 1
- PXHVJJICTQNCMI-UHFFFAOYSA-N Nickel Chemical compound [Ni] PXHVJJICTQNCMI-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 125
- 229910017052 cobalt Inorganic materials 0.000 claims abstract description 65
- 239000010941 cobalt Substances 0.000 claims abstract description 65
- GUTLYIVDDKVIGB-UHFFFAOYSA-N cobalt atom Chemical compound [Co] GUTLYIVDDKVIGB-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 64
- 229910052759 nickel Inorganic materials 0.000 claims abstract description 62
- 238000002386 leaching Methods 0.000 claims abstract description 51
- 238000000034 method Methods 0.000 claims abstract description 37
- QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N Sulfuric acid Chemical compound OS(O)(=O)=O QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 36
- 238000000605 extraction Methods 0.000 claims abstract description 26
- 229910000863 Ferronickel Inorganic materials 0.000 claims abstract description 23
- 229910052748 manganese Inorganic materials 0.000 claims abstract description 21
- 239000011572 manganese Substances 0.000 claims abstract description 21
- PWHULOQIROXLJO-UHFFFAOYSA-N Manganese Chemical compound [Mn] PWHULOQIROXLJO-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 20
- 239000003638 chemical reducing agent Substances 0.000 claims abstract description 13
- FYYHWMGAXLPEAU-UHFFFAOYSA-N Magnesium Chemical compound [Mg] FYYHWMGAXLPEAU-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 11
- 229910052749 magnesium Inorganic materials 0.000 claims abstract description 11
- 239000011777 magnesium Substances 0.000 claims abstract description 11
- 239000012141 concentrate Substances 0.000 claims abstract description 8
- 238000000926 separation method Methods 0.000 claims abstract description 8
- 239000000126 substance Substances 0.000 claims abstract description 6
- 159000000003 magnesium salts Chemical class 0.000 claims abstract 2
- 239000000203 mixture Substances 0.000 claims description 14
- 238000007873 sieving Methods 0.000 claims description 13
- 229910052751 metal Inorganic materials 0.000 claims description 8
- 239000002184 metal Substances 0.000 claims description 8
- 239000012452 mother liquor Substances 0.000 claims description 8
- 238000003723 Smelting Methods 0.000 claims description 7
- 239000002245 particle Substances 0.000 claims description 6
- RAHZWNYVWXNFOC-UHFFFAOYSA-N Sulphur dioxide Chemical compound O=S=O RAHZWNYVWXNFOC-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 4
- 238000005342 ion exchange Methods 0.000 claims description 3
- 230000001376 precipitating effect Effects 0.000 claims description 3
- 229910000358 iron sulfate Inorganic materials 0.000 claims description 2
- WPBNNNQJVZRUHP-UHFFFAOYSA-L manganese(2+);methyl n-[[2-(methoxycarbonylcarbamothioylamino)phenyl]carbamothioyl]carbamate;n-[2-(sulfidocarbothioylamino)ethyl]carbamodithioate Chemical compound [Mn+2].[S-]C(=S)NCCNC([S-])=S.COC(=O)NC(=S)NC1=CC=CC=C1NC(=S)NC(=O)OC WPBNNNQJVZRUHP-UHFFFAOYSA-L 0.000 claims description 2
- HRZFUMHJMZEROT-UHFFFAOYSA-L sodium disulfite Chemical compound [Na+].[Na+].[O-]S(=O)S([O-])(=O)=O HRZFUMHJMZEROT-UHFFFAOYSA-L 0.000 claims description 2
- 229940001584 sodium metabisulfite Drugs 0.000 claims description 2
- 235000010262 sodium metabisulphite Nutrition 0.000 claims description 2
- WWNBZGLDODTKEM-UHFFFAOYSA-N sulfanylidenenickel Chemical class [Ni]=S WWNBZGLDODTKEM-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 2
- 238000013019 agitation Methods 0.000 claims 1
- XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-M hydroxide Chemical compound [OH-] XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-M 0.000 claims 1
- 150000003839 salts Chemical class 0.000 claims 1
- 239000000243 solution Substances 0.000 abstract description 28
- XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N Iron Chemical compound [Fe] XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N 0.000 abstract description 24
- 229910052742 iron Inorganic materials 0.000 abstract description 12
- 238000012545 processing Methods 0.000 abstract description 12
- 238000004519 manufacturing process Methods 0.000 abstract description 4
- 230000000694 effects Effects 0.000 abstract description 3
- 150000004679 hydroxides Chemical class 0.000 abstract description 3
- 238000002844 melting Methods 0.000 abstract description 2
- 230000008018 melting Effects 0.000 abstract description 2
- VRRFSFYSLSPWQY-UHFFFAOYSA-N sulfanylidenecobalt Chemical class [Co]=S VRRFSFYSLSPWQY-UHFFFAOYSA-N 0.000 abstract description 2
- 238000005272 metallurgy Methods 0.000 abstract 2
- 238000006243 chemical reaction Methods 0.000 abstract 1
- 239000013065 commercial product Substances 0.000 abstract 1
- 239000010413 mother solution Substances 0.000 abstract 1
- 238000004062 sedimentation Methods 0.000 abstract 1
- 238000002474 experimental method Methods 0.000 description 8
- VYPSYNLAJGMNEJ-UHFFFAOYSA-N Silicium dioxide Chemical compound O=[Si]=O VYPSYNLAJGMNEJ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 6
- 150000002739 metals Chemical class 0.000 description 5
- UQSXHKLRYXJYBZ-UHFFFAOYSA-N Iron oxide Chemical compound [Fe]=O UQSXHKLRYXJYBZ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 4
- 239000010953 base metal Substances 0.000 description 4
- BAUYGSIQEAFULO-UHFFFAOYSA-L iron(2+) sulfate (anhydrous) Chemical compound [Fe+2].[O-]S([O-])(=O)=O BAUYGSIQEAFULO-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 4
- 239000008188 pellet Substances 0.000 description 4
- 239000002253 acid Substances 0.000 description 3
- 239000011790 ferrous sulphate Substances 0.000 description 3
- 235000003891 ferrous sulphate Nutrition 0.000 description 3
- 229910000359 iron(II) sulfate Inorganic materials 0.000 description 3
- CPLXHLVBOLITMK-UHFFFAOYSA-N magnesium oxide Inorganic materials [Mg]=O CPLXHLVBOLITMK-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- 239000000463 material Substances 0.000 description 3
- 238000011160 research Methods 0.000 description 3
- XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N water Substances O XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- ATRRKUHOCOJYRX-UHFFFAOYSA-N Ammonium bicarbonate Chemical compound [NH4+].OC([O-])=O ATRRKUHOCOJYRX-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N Copper Chemical compound [Cu] RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 239000002734 clay mineral Substances 0.000 description 2
- 229910052802 copper Inorganic materials 0.000 description 2
- 239000010949 copper Substances 0.000 description 2
- 238000009826 distribution Methods 0.000 description 2
- 238000001035 drying Methods 0.000 description 2
- 238000005516 engineering process Methods 0.000 description 2
- 239000011521 glass Substances 0.000 description 2
- 239000008187 granular material Substances 0.000 description 2
- 238000005469 granulation Methods 0.000 description 2
- 230000003179 granulation Effects 0.000 description 2
- 238000000227 grinding Methods 0.000 description 2
- 235000014413 iron hydroxide Nutrition 0.000 description 2
- NCNCGGDMXMBVIA-UHFFFAOYSA-L iron(ii) hydroxide Chemical compound [OH-].[OH-].[Fe+2] NCNCGGDMXMBVIA-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 2
- 239000000395 magnesium oxide Substances 0.000 description 2
- 238000011084 recovery Methods 0.000 description 2
- 238000012216 screening Methods 0.000 description 2
- 239000000377 silicon dioxide Substances 0.000 description 2
- GEHJYWRUCIMESM-UHFFFAOYSA-L sodium sulfite Chemical compound [Na+].[Na+].[O-]S([O-])=O GEHJYWRUCIMESM-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 2
- 239000011550 stock solution Substances 0.000 description 2
- 238000012360 testing method Methods 0.000 description 2
- BVKZGUZCCUSVTD-UHFFFAOYSA-L Carbonate Chemical compound [O-]C([O-])=O BVKZGUZCCUSVTD-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 1
- CWYNVVGOOAEACU-UHFFFAOYSA-N Fe2+ Chemical compound [Fe+2] CWYNVVGOOAEACU-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- BPQQTUXANYXVAA-UHFFFAOYSA-N Orthosilicate Chemical compound [O-][Si]([O-])([O-])[O-] BPQQTUXANYXVAA-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 241001620634 Roger Species 0.000 description 1
- BQCADISMDOOEFD-UHFFFAOYSA-N Silver Chemical compound [Ag] BQCADISMDOOEFD-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- NINIDFKCEFEMDL-UHFFFAOYSA-N Sulfur Chemical compound [S] NINIDFKCEFEMDL-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- LSNNMFCWUKXFEE-UHFFFAOYSA-N Sulfurous acid Chemical compound OS(O)=O LSNNMFCWUKXFEE-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- UCKMPCXJQFINFW-UHFFFAOYSA-N Sulphide Chemical compound [S-2] UCKMPCXJQFINFW-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 229910052770 Uranium Inorganic materials 0.000 description 1
- HCHKCACWOHOZIP-UHFFFAOYSA-N Zinc Chemical compound [Zn] HCHKCACWOHOZIP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- PNEYBMLMFCGWSK-UHFFFAOYSA-N aluminium oxide Inorganic materials [O-2].[O-2].[O-2].[Al+3].[Al+3] PNEYBMLMFCGWSK-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 239000001099 ammonium carbonate Substances 0.000 description 1
- 235000012501 ammonium carbonate Nutrition 0.000 description 1
- 239000007864 aqueous solution Substances 0.000 description 1
- 230000015572 biosynthetic process Effects 0.000 description 1
- 238000001354 calcination Methods 0.000 description 1
- 239000003818 cinder Substances 0.000 description 1
- 239000004927 clay Substances 0.000 description 1
- 150000001875 compounds Chemical class 0.000 description 1
- 230000007423 decrease Effects 0.000 description 1
- 230000003247 decreasing effect Effects 0.000 description 1
- 238000010304 firing Methods 0.000 description 1
- 239000006260 foam Substances 0.000 description 1
- 238000005755 formation reaction Methods 0.000 description 1
- 239000012634 fragment Substances 0.000 description 1
- PCHJSUWPFVWCPO-UHFFFAOYSA-N gold Chemical compound [Au] PCHJSUWPFVWCPO-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 229910052737 gold Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000010931 gold Substances 0.000 description 1
- 238000010438 heat treatment Methods 0.000 description 1
- 239000012535 impurity Substances 0.000 description 1
- 229910052500 inorganic mineral Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000000543 intermediate Substances 0.000 description 1
- 239000000391 magnesium silicate Substances 0.000 description 1
- 235000012243 magnesium silicates Nutrition 0.000 description 1
- AXZKOIWUVFPNLO-UHFFFAOYSA-N magnesium;oxygen(2-) Chemical compound [O-2].[Mg+2] AXZKOIWUVFPNLO-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 238000012423 maintenance Methods 0.000 description 1
- 150000002697 manganese compounds Chemical class 0.000 description 1
- IPJKJLXEVHOKSE-UHFFFAOYSA-L manganese dihydroxide Chemical class [OH-].[OH-].[Mn+2] IPJKJLXEVHOKSE-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 1
- 229910001655 manganese mineral Inorganic materials 0.000 description 1
- 238000010907 mechanical stirring Methods 0.000 description 1
- 239000011707 mineral Substances 0.000 description 1
- 235000010755 mineral Nutrition 0.000 description 1
- 238000002156 mixing Methods 0.000 description 1
- 150000002815 nickel Chemical class 0.000 description 1
- 150000002816 nickel compounds Chemical class 0.000 description 1
- 238000009856 non-ferrous metallurgy Methods 0.000 description 1
- 230000001590 oxidative effect Effects 0.000 description 1
- 230000035699 permeability Effects 0.000 description 1
- 238000002360 preparation method Methods 0.000 description 1
- 239000011435 rock Substances 0.000 description 1
- 229910052709 silver Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000004332 silver Substances 0.000 description 1
- 238000005245 sintering Methods 0.000 description 1
- 239000010802 sludge Substances 0.000 description 1
- 235000010265 sodium sulphite Nutrition 0.000 description 1
- 239000002904 solvent Substances 0.000 description 1
- 239000007858 starting material Substances 0.000 description 1
- 238000003756 stirring Methods 0.000 description 1
- 235000010269 sulphur dioxide Nutrition 0.000 description 1
- 230000008961 swelling Effects 0.000 description 1
- 238000013519 translation Methods 0.000 description 1
- 238000009827 uniform distribution Methods 0.000 description 1
- DNYWZCXLKNTFFI-UHFFFAOYSA-N uranium Chemical compound [U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U] DNYWZCXLKNTFFI-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 238000005406 washing Methods 0.000 description 1
- 229910052725 zinc Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000011701 zinc Substances 0.000 description 1
Images
Classifications
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B3/00—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes
- C22B3/04—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes by leaching
- C22B3/06—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes by leaching in inorganic acid solutions, e.g. with acids generated in situ; in inorganic salt solutions other than ammonium salt solutions
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B23/00—Obtaining nickel or cobalt
- C22B23/04—Obtaining nickel or cobalt by wet processes
- C22B23/0407—Leaching processes
- C22B23/0415—Leaching processes with acids or salt solutions except ammonium salts solutions
- C22B23/043—Sulfurated acids or salts thereof
Landscapes
- Chemical & Material Sciences (AREA)
- Engineering & Computer Science (AREA)
- Organic Chemistry (AREA)
- Materials Engineering (AREA)
- Mechanical Engineering (AREA)
- Metallurgy (AREA)
- Manufacturing & Machinery (AREA)
- Inorganic Chemistry (AREA)
- Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
- Environmental & Geological Engineering (AREA)
- General Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
- Geochemistry & Mineralogy (AREA)
- Geology (AREA)
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Abstract
Description
Изобретение относится к области цветной металлургии и может быть использовано при переработке окисленных никель-кобальтовых (латеритных) руд.The invention relates to the field of non-ferrous metallurgy and can be used in the processing of oxidized Nickel-cobalt (lateritic) ores.
Окисленные никелевые руды характеризуются высокой степенью неоднородности и сложным минералогическим и химическим составом. Никель в них находится или в форме свободной окиси, или изоморфно замещает железо в рудах железистого типа, или изоморфно замещает магний в рудах силикатного типа. Кобальт приурочен к соединениям марганца.Oxidized nickel ores are characterized by a high degree of heterogeneity and complex mineralogical and chemical composition. Nickel in them is either in the form of free oxide, or isomorphically replacing iron in ferrous ores, or isomorphically replacing magnesium in silicate ores. Cobalt is confined to manganese compounds.
Окисленные никелевые руды перерабатываются как пирометаллургическими, так и гидрометаллургическими способами.Oxidized nickel ores are processed both by pyrometallurgical and hydrometallurgical methods.
Восстановительно-сульфидирующая плавка на штейн с последующей переработкой его на никель, гранулированный или ферроникель сложный и дорогостоящий процесс. Извлечение никеля в готовую продукцию невелико, около 70%. Кобальт при наличии необходимого оборудования, извлекается на 30%.Recovery sulfide smelting on matte with its subsequent processing into nickel, granulated or ferronickel is a complex and expensive process. Nickel extraction in finished products is small, about 70%. Cobalt, with the necessary equipment, is recovered by 30%.
Наибольшее распространение получила плавка окисленных никелевых руд на ферроникель, по технологии норвежской компании «Элкем». Руда предварительно нагревается, частично восстанавливается в трубчатой печи и горячий огарок плавится. Извлечение никеля достигает от 88 до 95%, кобальт в самостоятельный продукт не извлекается.The most widespread is the smelting of oxidized nickel ores by ferronickel, according to the technology of the Norwegian company Elkem. The ore is preheated, partially recovered in a tube furnace, and the hot candle has been melted. Nickel extraction reaches from 88 to 95%, cobalt is not extracted into a separate product.
На международном рынке состав ферроникеля должен соответствовать стандарту ISO 6501:1988 (Ферроникель. Технические условия и требования к поставке) [1]. По требованию стандарта отношение Co:Ni в ферроникеле должно быть в пределах от 1:20 до 1:40. При повышенном содержании кобальта в рудах, кобальт не только теряется, но и снижает качество ферроникеля.On the international market, the composition of ferronickel must comply with ISO 6501: 1988 (Ferronickel. Technical specifications and requirements for delivery) [1]. At the request of the standard, the Co: Ni ratio in ferronickel should be in the range of 1:20 to 1:40. With an increased content of cobalt in the ores, cobalt is not only lost, but also reduces the quality of ferronickel.
Известны гидрометаллургические способы переработки окисленных никелевых руд:Known hydrometallurgical methods of processing of oxidized nickel ores:
а) сернокислотное автоклавное выщелачивание;a) sulfuric acid pressure leaching;
в) аммиачно-карбонатное выщелачивание предварительно восстановленной руды.c) ammonium carbonate leaching of pre-reduced ore.
Автоклавное сернокислотное выщелачивание дает высокое извлечение никеля и кобальта - 95%, но этот способ имеет ряд недостатков: высокая стоимость основного технологического оборудования, сложность его обслуживания, повышенные требования к составу руды, повышение содержания магния влечет за собой существенное увеличение расхода кислоты.Autoclave sulfuric acid leaching gives high extraction of nickel and cobalt - 95%, but this method has several disadvantages: the high cost of the main process equipment, the complexity of its maintenance, increased requirements for the composition of the ore, an increase in the magnesium content entails a significant increase in acid consumption.
Аммиачно-карбонатное выщелачивание предварительно восстановленной руды не так чувствительно к химическому составу руд, но имеет невысокое извлечение никеля на уровне 70% и кобальт в самостоятельный продукт не извлекается.The ammonia-carbonate leaching of the pre-reduced ore is not so sensitive to the chemical composition of the ore, but it has a low nickel extraction of 70% and the cobalt cannot be recovered as an independent product.
Кучное выщелачивание один из самых дешевых и быстро окупаемых методов извлечения металлов из бедных руд успешно используется для извлечения меди, золота, урана и серебра. Одной из проблем, препятствующих кучному выщелачиванию окисленных руд, содержащих никель и кобальт, является содержание в них глинистых минералов и илов. Глинистые образования оказывают отрицательное влияние на проницаемость выщелачивающего раствора через руду. Для устранения этой проблемы руду предварительно агломерируют.Heap leaching is one of the cheapest and most quickly recouped methods for extracting metals from poor ores and has been successfully used to extract copper, gold, uranium and silver. One of the problems preventing heap leaching of oxidized ores containing nickel and cobalt is the content of clay minerals and silts in them. Clay formations have a negative effect on the permeability of the leach solution through the ore. To eliminate this problem, the ore is previously agglomerated.
Известен способ извлечения никеля (RU 2362817) [2] который включает разделение никельсодержащих материалов по фракциям, их выщелачивание и переработку продуктивного раствора. После фракционного разделения фракцию крупностью более 2.0 мм направляют на кучное выщелачивание. Полученный продуктивный раствор и фракцию крупностью от более 0,05 мм до менее 2 мм направляют на чановое выщелачивание раствором серной кислоты концентрации 150 г/л при температуре 90°С, в течение 2 часов.There is a method for extracting nickel (RU 2362817) [2] which involves the separation of nickel-containing materials into fractions, their leaching and the processing of a productive solution. After fractional separation, the fraction with a particle size of more than 2.0 mm is sent to the heap leaching. The obtained productive solution and the fraction with a particle size of from more than 0.05 mm to less than 2 mm are directed to the tank leaching with a solution of sulfuric acid with a concentration of 150 g / l at a temperature of 90 ° C for 2 hours.
Недостатками этого способа являются высокий расход серной кислоты, высокие энергетические затраты на чановое выщелачивание, отсутствие рационального использования полученного продуктивного раствора, недостаточно высокая степень извлечения.The disadvantages of this method are the high consumption of sulfuric acid, high energy costs for vat leaching, lack of rational use of the resulting productive solution, not a high degree of extraction.
Известен способ переработки окисленной никель-кобальтовой руды (RU2207391) [3] включающий в себя сушку и измельчение руды, восстановительно-магнетизирующее спекание при температуре от 900 до 1000°С. Спек, измельчается до крупности 0.1 мм с одновременной подачей в мельницу элементарной серы и сульфита натрия. Полученная пульпа при Т:Ж от 1:1.5 до 1:2.5 подвергается гидросульфидированию в автоклаве при температуре от 140 до 160°С в течение от 40 до 60 минут, охлаждается и флотируется. В пенный продукт извлекается от 94 до 97% никеля, кобальта, меди и цинка.A known method of processing oxidized nickel-cobalt ore (RU2207391) [3] includes the drying and grinding of ore, reducing-magnetising sintering at a temperature of from 900 to 1000 ° C. Speck is crushed to a particle size of 0.1 mm with simultaneous feeding of elemental sulfur and sodium sulfite into the mill. The resulting pulp at T: W from 1: 1.5 to 1: 2.5 is hydrosulphided in an autoclave at a temperature of 140 to 160 ° C for 40 to 60 minutes, cooled and floated. From 94 to 97% of nickel, cobalt, copper and zinc are extracted into the foam product.
Недостатки способа - большое количество энергетически затратных операций, сложность проведения технологических процессов, получение коллективного концентрата.The disadvantages of the method - a large number of energy-intensive operations, the complexity of the technological processes, obtaining a collective concentrate.
Известен способ переработки окисленных никелевых руд (авторское свидетельство СССР 276118) [4], заключающийся в получении полупродуктов в виде ферроникеля, крицы и магнитного концентрата, окислительном обжиге их на вюстит, переработке вюститного огарка в водных растворах серной кислоты. При этом выщелачивают никель, кобальт и железо. Вредные примеси остаются в огарке.There is a method of processing oxidized nickel ores (USSR author's certificate 276118) [4], which consists in obtaining intermediates in the form of ferronickel, crisps and magnetic concentrate, oxidizing roasting them for wustite, processing wustite cinder in aqueous solutions of sulfuric acid. In this case, nickel, cobalt and iron are leached. Harmful impurities remain in the candle.
Недостатком способа является сложная технология, большие экономические затраты на обжиг, отсутствие селективности при выщелачивании никеля и кобальта.The disadvantage of this method is a complex technology, large economic costs for firing, the lack of selectivity in the leaching of nickel and cobalt.
Известен способ переработки окисленной никель-, кобальт-, железо-, магнийсодержащей руды, (RU 2393250) [5] который 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 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 объекта из окатышей крупной фракции руды подкисленным упомянутым маточным раствором с получением продуктивного раствора, содержащего соли никеля, кобальта, железа и магния.There is a method of processing oxidized nickel, cobalt, iron, magnesium ore, (RU 2393250) [5] which includes crushing and screening with the separation of pieces of ore into fine and coarse fractions, separate granulation of the mentioned ore fractions using acid solutions and obtaining pellets forming separate objects from said ore pellet fractions leaching of nickel, cobalt and metals related object of the pellet fines of ore acid solution with an initial concentration of at least 0.25 mol / dm 3 give a stock solution, leaching of nickel, cobalt and associated metal object from the coarse fraction of ore pellets acidified said mother liquor to obtain a productive solution containing nickel salt, cobalt, iron and magnesium.
Недостаток способа - повышенный расход серной кислоты, отсутствие селективности при выщелачивании никеля и кобальта.The disadvantage of this method is the increased consumption of sulfuric acid, the lack of selectivity in the leaching of Nickel and cobalt.
Наиболее близким аналогом является способ переработки окисленной никель-кобальтовой руды (WO 2007/117169 ООО «Геовест») [6], по которому ее сушат, измельчают и гранулируют с серной кислотой при ее расходе от 0.47 до 0.52 тонн на тонну руды. Образованные гранулы последовательно сначала сульфатизируют, а затем прокаливают при температуре от 650 до 800°С в одну стадию в течение 4.5 часа, из прокаленных гранул трехкратно выщелачивают водой никель и кобальт в течение 1 часа при Т:Ж=1:1 и температуре 70°С. Из полученного раствора извлекают никель и кобальт в карбонатный концентрат.The closest analogue is the method of processing oxidized nickel-cobalt ore (WO 2007/117169 Geovest LLC) [6], by which it is dried, crushed and granulated with sulfuric acid at its consumption from 0.47 to 0.52 tons per ton of ore. Formed granules are sequentially first sulphated, and then calcined at a temperature of 650 to 800 ° C in one stage for 4.5 hours, from the calcined granules, nickel and cobalt are leached three times for 1 hour at T: L = 1: 1 and a temperature of 70 ° WITH. Nickel and cobalt are recovered from the resulting solution in a carbonate concentrate.
Недостатки способа-прототипа - использование операций сушки, измельчения, гранулирования и прокалки всей массы руды, необходимость точной регулировки температурного режима для исключения возможного частичного экранирования соединений никеля, пленками оксидов железа и соответственно снижения степени извлечения никеля в выщелачивающий раствор.The disadvantages of the prototype method are the use of the operations of drying, grinding, granulating and calcining the entire ore mass, the need for precise temperature control to eliminate possible partial shielding of nickel compounds, iron oxide films and, accordingly, reduce the degree of nickel extraction in the leach solution.
Техническим результатом изобретения является обеспечение производства качественного ферроникеля из окисленных никелевых руд с повышенным содержанием кобальта при незначительных затратах на подготовку руды, перевод содержащегося в руде железа в товар, извлечение кобальта, марганца и магния в товарные продукты при достаточно высокой степени извлечения их из руды.The technical result of the invention is to ensure the production of high-quality ferronickel from oxidized nickel ores with a high content of cobalt with negligible expenditure on the preparation of ore, translation of iron contained in the ore into a product, extraction of cobalt, manganese and magnesium into commercial products with a sufficiently high degree of extraction from ore.
Технический результат достигается выполнением следующих операций:The technical result is achieved by performing the following operations:
а) мокрый рассев руды с разделением на крупную и мелкую фракции;a) wet sieving of ore with separation into large and small fraction;
в) чановое выщелачивание кобальта и марганца из мелкой фракции руды раствором сернистой кислоты или раствором серной кислоты с восстановителем (сульфат железа, сернистый газ, метабисульфит натрия) с получением маточного раствора;c) tubular leaching of cobalt and manganese from the fine fraction of the ore with a solution of sulfurous acid or a solution of sulfuric acid with a reducing agent (ferrous sulfate, sulfur dioxide, sodium metabisulfite) to obtain a mother liquor;
с) промывка выщелоченной руды и подготовка ее к плавке на ферроникель;c) washing the leached ore and preparing it for smelting on ferronickel;
d) дробление крупной фракции руды до менее 16 мм, формирование объекта кучного выщелачивания никеля и кобальта;d) crushing the coarse ore to less than 16 mm, forming a heap leaching facility for nickel and cobalt;
е) кучное выщелачивание никеля и кобальта из крупной фракции руды маточным раствором откорректированным, по химическому составу, содержащим 75 г/л H2SO4 и от 10 до 16 г/л FeSO4 или другого восстановителя с получением продуктивного раствора для дальнейшего извлечения никеля, кобальта, марганца и магния путем осаждения сульфидов никеля и кобальта или смешанных гидроксидов, экстрагирования, ионного обмена или другими гидрометаллургическими способами.f) heap leaching of nickel and cobalt from a large fraction of ore by the mother liquor corrected, according to the chemical composition, containing 75 g / l H 2 SO 4 and from 10 to 16 g / l FeSO 4 or another reducing agent to produce a productive solution for the further extraction of nickel, cobalt, manganese, and magnesium by precipitating nickel sulphides and cobalt or mixed hydroxides, extraction, ion exchange, or other hydrometallurgical methods.
Патентуемый способ характеризуется также тем, что:Patented method is also characterized by the fact that:
- перерабатываемой рудой является окисленная никелевая руда, с массовой долей соединений никеля, кобальта, железа и магния (в пересчете на металл) по меньшей мере, 0.8% никеля, 0,05% кобальта, 10% железа и 5% магния;- the processed ore is oxidized nickel ore, with a mass fraction of compounds of nickel, cobalt, iron and magnesium (in terms of metal) of at least 0.8% nickel, 0.05% cobalt, 10% iron and 5% magnesium;
- руду подвергают мокрому рассеву на мелкую и крупную фракции;- ore is subjected to wet sieving into small and large fractions;
- из мелкой фракции руды в чанах выщелачивают кобальт и марганец раствором 4% сернистой кислоты или раствором, содержащим 16 г/л H2SO4 и 40 г/л FeSO4 или другого восстановителя, при атмосферном давлении и температуре окружающей среды при Т:Ж от 1:1,5 до 1:2,5 в течение 1 часа с получением маточного раствора и выщелоченной руды, которую промывают, сушат, смешивают с восстановителем, прокаливают, и горячий огарок плавят на ферроникель с массовой долей никеля от 5 до 9%;- cobalt and manganese are leached from a small fraction of ore in vats with a solution of 4% sulfuric acid or a solution containing 16 g / l of H 2 SO 4 and 40 g / l of FeSO 4 or another reducing agent at atmospheric pressure and ambient temperature at T: W from 1: 1.5 to 1: 2.5 for 1 hour to obtain a stock solution and leached ore, which is washed, dried, mixed with a reducing agent, calcined, and hot calcine is melted on a ferronickel with a mass fraction of nickel of 5 to 9% ;
- из крупной фракции руды формируют объект кучного выщелачивания никеля и кобальта (кучу, отвал), выщелачивание ведут откорректированным маточным раствором, содержащим 75 г/л H2SO4 и от 10 до 16 г/л FeSO4 или другого восстановителя, с получением продуктивного раствора для последующего извлечения из него никеля, кобальта, марганца и магния путем осаждения сульфидов никеля и кобальта или смешанных гидроксидов, экстрагирования, ионного обмена или другими гидрометаллургическими методами.- from the large fraction of ore they form an object of heap leaching of nickel and cobalt (heap, dump), leaching is carried out with corrected mother liquor containing 75 g / l H 2 SO 4 and from 10 to 16 g / l FeSO 4 or another reducing agent, to produce productive solution for the subsequent extraction of nickel, cobalt, manganese and magnesium from it by precipitating nickel and cobalt sulfides or mixed hydroxides, extraction, ion exchange or other hydrometallurgical methods.
На чертеже представлена схема технологического процесса, иллюстрирующая возможность промышленного использования патентуемого способа.The drawing shows a flowchart illustrating the possibility of industrial use of the patented method.
Техническое решение отрабатывалось применительно к переработке окисленных никель-кобальтовых руд Буруктальского месторождения. Институтом «Гипроникель» при изучении вещественного состава выделено два типа руды: железисто-кремнистый и магнезиальный. Установлено, что в руде содержится около 25% свободного кремнезема, не содержащего никель. Кобальт на 100% связан с минералами марганца.The technical solution was worked out in relation to the processing of oxidized nickel-cobalt ores of the Buruktalsky deposit. When studying the material composition, the Gipronickel Institute identified two types of ore: ferrous-siliceous and magnesian. It is established that the ore contains about 25% free silica, not containing nickel. Cobalt is 100% bound to manganese minerals.
Для исследований использовалась смешанная руда Буруктальского месторождения следующего состава: 1,03% никеля; 0,107% кобальта; 0,46% марганца; 22,4% железа; 42,3% диоксида кремния; 9,2% оксида магния; 3,0% оксида алюминия.For research, mixed ore from the Buruktalsky deposit was used: 1.03% nickel; 0.107% cobalt; 0.46% manganese; 22.4% iron; 42.3% silica; 9.2% magnesium oxide; 3.0% alumina.
Никель связан с более мягкими, чем породные компоненты, тонкозернистыми, содержащими гидроксид железа минералами в железисто-кремнистой, а также смеси тонкозернистых силикатов никеля и магния и гидроксида железа в магнезиальной руде. Выделение крупных фракций руды содержащих минералы свободного кремнезема, позволит улучшить технологические качества руды мелкой фракции.Nickel is associated with softer than rock components, fine-grained, iron hydroxide-containing minerals in ferrous-siliceous, as well as mixtures of fine-grained nickel and magnesium silicates and iron hydroxide in magnesia ore. The selection of coarse fractions of ore containing free silica minerals will improve the technological quality of ore fines.
Заявителем проведены исследования по рассеву и чановому выщелачиванию руды.The applicant conducted research on sifting and the vat leaching of ore.
Пример 1. Пробу исходной руды подсушили, до воздушно-сухого состояния и рассеяли на ситах с ячейкой 5,0 и 2,0 мм без предварительного дробления. Другую пробу руды залили водой на 1 сутки, перемешали и с водой рассеяли на ситах с ячейкой 5,0, 2,0 мм. Результаты распределения руды и никеля по фракциям при сухом рассеве представлены в таблице 1.Example 1. A sample of the original ore was dried, to air-dry condition and scattered on sieves with a cell of 5.0 and 2.0 mm without prior crushing. Another sample of ore was poured with water for 1 day, mixed and scattered with water on sieves with a cell of 5.0, 2.0 mm. The results of the distribution of ore and nickel in fractions with dry sieving are presented in table 1.
Результаты распределения руды и никеля по фракциям при мокром рассеве представлены в таблице 2.The results of the distribution of ore and nickel in fractions during wet sieving are presented in Table 2.
Сухой рассев не обеспечивает выделения бедных составляющих руды с крупными фракциями. При мокром рассеве происходит дезинтеграция комковых и слипшихся фрагментов руды, в результате увеличивается выход тонких фракций, обогащенных никелем.Dry sieving does not ensure the release of poor components of ore with large fractions. In wet sieving, disintegration of lumpy and stuck together ore fragments occurs, resulting in an increase in the yield of fine fractions enriched in nickel.
Для определения оптимального размера крупности выделяемой фракции руды проведен последовательный рассев мокрым способом пробы исходной руды на ситах с ячейкой 2.0 мм, 0.8 мм, 0.56 мм. Установлен выход и содержание основных металлов по классам крупности. Результаты в таблице 3.To determine the optimal size of the ore fraction size, a successive wet screening of the original ore was carried out on sieves with a cell of 2.0 mm, 0.8 mm, 0.56 mm. The output and the content of base metals by size class are established. The results in table 3.
Из данных таблицы 3 видно, что с уменьшением класса крупности растет массовая доля никеля в руде, а массовая доля кобальта снижается. Процесс мокрого рассева до фракции менее 0.8 мм позволяет поднять массовую долю никеля на 12% и снизить массовую долю кобальта почти на 25%. Это дает возможность снизить содержание кобальта при чановом выщелачивании до уровня, обеспечивающего производство ферроникеля соответствующего ИСО - 6301 «Ферроникель» по кобальту. Дальнейшее снижение границы крупности, до менее 0.56 мм, для данного состава руды не дает значительного эффекта, но требует дополнительных затрат. Оптимальный размер границы крупности зависят от качества перерабатываемой руды и экономической целесообразности. Понижение границы повышает извлечение кобальта и несколько снижает извлечение никеля. Предпочтительный размер ячейки сит 1.0 мм, 0.8 мм и 0.56 мм.From the data of table 3 it can be seen that with decreasing size class the mass fraction of nickel in the ore increases, and the mass fraction of cobalt decreases. The process of wet sieving to a fraction of less than 0.8 mm makes it possible to raise the mass fraction of nickel by 12% and reduce the mass fraction of cobalt by almost 25%. This makes it possible to reduce the cobalt content in the case of leaching to a level that ensures the production of ferronickel of the corresponding ISO - 6301 Ferronickel cobalt. Further reduction of the grain size, to less than 0.56 mm, for a given ore composition does not give a significant effect, but requires additional costs. The optimal size of the grain size depends on the quality of the processed ore and economic feasibility. Lowering the border increases cobalt recovery and somewhat reduces nickel extraction. The preferred mesh size is 1.0 mm, 0.8 mm and 0.56 mm.
Основная масса кобальта в окисленных никелевых рудах находится в трехвалентном состоянии и ассоциирована с гидроксидами марганца. Это дает возможность избирательно выщелачивать кобальт и марганец, применяя растворы восстановителей. Никель и железо слабо поддаются воздействию восстановителей, что позволяет сохранить их в рудном остатке, для последующей переработки его на ферроникель, с низким содержанием кобальта.The bulk of cobalt in oxidized nickel ores is in the trivalent state and is associated with manganese hydroxides. This makes it possible to selectively leach cobalt and manganese using reducing agent solutions. Nickel and iron are slightly susceptible to reducing agents, which allows them to remain in the ore residue, for subsequent processing into ferronickel, with a low content of cobalt.
Пример 2. Опыты по выщелачиванию кобальта и марганца проводили в стеклянном стакане емкостью 1000 мл при механическом перемешивании пульпы. В стакан заливали 150 мл раствора содержащего 16 г/л серной кислоты и 40 г/л сульфата железа, затем засыпали 100 г руды. Выщелачивание вели при комнатной температуре (от 20 до 24°С) в течение 1, 3, 5, 24 и 72 часов.Example 2. Experiments on the leaching of cobalt and manganese were performed in a glass beaker with a capacity of 1000 ml with mechanical stirring of the pulp. In a glass they poured 150 ml of a solution containing 16 g / l of sulfuric acid and 40 g / l of ferrous sulfate, then 100 g of ore was poured. Leaching was conducted at room temperature (from 20 to 24 ° C) for 1, 3, 5, 24 and 72 hours.
Результаты опытов (зависимость степени извлечения металлов в раствор от продолжительности выщелачивания) приведены в таблице 4.The results of the experiments (the dependence of the degree of extraction of metals in the solution of the duration of leaching) are shown in table 4.
При указанных условиях возможно избирательное выщелачивание кобальта и марганца. Оптимальная продолжительность выщелачивания 1 час, в этом опыте достигнут максимальный коэффициент селективности (отношение извлечения кобальта к извлечению никеля) - 4,9.Under these conditions, selective leaching of cobalt and manganese is possible. The optimal leaching time is 1 hour; in this experiment, the maximum selectivity ratio (ratio of cobalt extraction to nickel extraction) is 4.9.
В Таблице 5 приведены показатели извлечения металлов в раствор при выщелачивании руды в течение 1 часа, при температуре 20°С, при использовании различных составов выщелачивающих растворов.Table 5 shows the rates of extraction of metals into the solution during leaching of ore for 1 hour, at a temperature of 20 ° C, using different compositions of leaching solutions.
Результаты опытов показывают, что раствор, содержащий 16 г/л серной кислоты и 40 г/л железного купороса, является оптимальным.The results of the experiments show that a solution containing 16 g / l of sulfuric acid and 40 g / l of ferrous sulfate is optimal.
Пример 3. Для подтверждения результатов лабораторных исследований заявителем проведены полупромышленные испытания процессов мокрого рассева руды и чанового выщелачивания кобальта и марганца из руды фракции менее 0,8 мм. Масса доставленной руды - 1287 кг, с влажностью 15.9%, сухой массы 1082 кг. Руду загрузили в емкости и залили водой для набухания на 2 суток. Замоченную руду последовательно рассеяли на ситах с ячейкой 10 мм и 0.8 мм.Example 3. To confirm the results of laboratory studies, the applicant conducted pilot tests of the processes of wet sieving of ore and bath leaching of cobalt and manganese from ore fraction less than 0.8 mm. The mass of ore delivered is 1287 kg, with a moisture content of 15.9%, and a dry mass of 1082 kg. Ore was loaded into containers and filled with water for swelling for 2 days. The soaked ore was successively scattered on sieves with a cell of 10 mm and 0.8 mm.
Чановое выщелачивание руды фракции менее 0.8 мм проводили в реакторе емкостью 500 литров, оснащенном перемешивающим устройством. В реактор загружали 200 л сгущенной пульпы руды фракции менее 0.8 мм, перемешивали в течение 10 мин и отбирали пробу исходного материала объемом 500 мл, затем засыпали сульфат железа и залили серную кислоту из расчета 16 г/л H2SO4 и 40 г/л FeSO4. Через 1 час перемешивание останавливали, отбирали пробу материала объемом 500 мл, реактор разгружали. Выщелачивание вели при температуре окружающей среды плюс 5°С.Tub leaching of ore fraction less than 0.8 mm was carried out in a reactor with a capacity of 500 liters, equipped with a mixing device. The reactor was charged with 200 liters of thickened fraction ore pulp of less than 0.8 mm, was stirred for 10 minutes and sampled starting material 500 ml, then bombarded iron sulfate and poured sulfuric acid at the rate of 16 g / l H 2 SO 4 and 40 g / l FeSO 4 . After 1 hour, the stirring was stopped, a sample of material with a volume of 500 ml was taken, the reactor was unloaded. Leaching conducted at ambient temperature plus 5 ° C.
Ниже представлены результаты укрупненных испытаний мокрого рассева и чанового выщелачивания кобальта и марганца из руды фракции менее 0.8 мм.Below are the results of the enlarged tests of wet sieving and leaching of cobalt and manganese from the ore fraction less than 0.8 mm.
Выход руды и основных металлов по фракциям при мокром рассеве буруктальской руды представлен в Таблице 6.The yield of ore and base metals by fractions during wet sieving of Buruktalsky ore is presented in Table 6.
Во фракцию менее 0.8 мм переходит 71.2% от общей массы руды, в ней 81.4% никеля и 68.4% кобальта, что подтверждает данные лабораторных исследований.71.2% of the total ore mass passes into the fraction less than 0.8 mm, in it 81.4% of nickel and 68.4% of cobalt, which confirms the data of laboratory studies.
Извлечение основных металлов при чановом выщелачивании буруктальской руды раствором, содержащим 16 г/л H2SO4 и 40 г/л FeSO4 в течение 1 часа приведено в табл. 7. Количество металлов загруженных с рудой и полученных в результате процесса выщелачивания приведены из расчета их концентрации в пробе объемом 500 мл.The extraction of base metals in the case of leaching of the Buroktal ore with a solution containing 16 g / l of H 2 SO 4 and 40 g / l of FeSO 4 for 1 hour is given in Table. 7. The amount of metals loaded with ore and obtained as a result of the leaching process is given on the basis of their concentration in a 500 ml sample.
Опыты подтвердили возможность выщелачивания кобальта и марганца без подогрева пульпы. Коэффициент селективности в проведенных опытах составил 6.8.Experiments confirmed the possibility of leaching cobalt and manganese without pulp heating. The coefficient of selectivity in the experiments was 6.8.
В таблице 8 приведен химический состав исходной руды использованной в опытах, состав фракции руды крупностью менее 0.8 мм, полученной при мокром рассеве и состав рудного остатка, полученного после чанового выщелачивания кобальта и марганца из руды фракции менее 0.8 мм, в %.Table 8 shows the chemical composition of the original ore used in the experiments, the composition of the ore fraction with a particle size of less than 0.8 mm, obtained by wet sieving and the composition of the ore residue obtained after the leaching of cobalt and manganese from the ore fraction less than 0.8 mm, in%.
Данные приведенные в таблице 8, полученные в результате опытов по мокрому рассеву руды с выделением фракции менее 0,8 мм и чановому выщелачиванию Со и Мn, доказывают возможность улучшения качества исходной руды. Состав рудного остатка обеспечивает при плавке получение качественного по кобальту ферроникеля.The data given in table 8, obtained as a result of experiments on wet sifting of ore with the separation of a fraction of less than 0.8 mm and a vat leaching of Co and Mn, prove the possibility of improving the quality of the original ore. The composition of the ore residue provides for the production of high-quality cobalt ferronickel during smelting.
Плавка руды на ферроникель, хорошо освоенный процесс, позволяющий достичь высокого извлечения никеля и по короткой схеме получить товарную продукцию. Плавка на бедный ферроникель дает не только высокое извлечение никеля, но и переводит железо руды в товар.Ore smelting on ferronickel is a well-developed process, which allows achieving high nickel extraction and obtaining marketable products using a short pattern. Melting to poor ferronickel gives not only high nickel extraction, but also translates iron ore into commodity.
Извлечение никеля и кобальта из крупной фракции руды, целесообразно осуществить по методу кучного выщелачивания, например по описанному в патенте KZ(A) №18204. С использованием, в качестве растворителя, маточного раствора от чанового выщелачивания кобальта и марганца, укрепленного серной кислотой до концентрации 75 г/л и восстановителем до концентрации от 10 до 16 г/л. По данным их исследований, никель извлекается в раствор на 50% за 35 суток выщелачивания, кобальт на 90% за 14 суток. С целью достижения равномерного распределения выщелачивающего раствора по всей куче, крупные куски руды дробятся до крупности менее 16 мм и вся масса этой фракции укладывается в штабель, без предварительного гранулирования так как глинистые минералы и илы перешли при мокром рассеве в мелкую фракцию.It is advisable to extract nickel and cobalt from the coarse ore fraction using the heap leaching method, for example, as described in the patent KZ (A) No. 18204. Using, as a solvent, the mother liquor from the cobalt and manganese bath leaching strengthened with sulfuric acid to a concentration of 75 g / l and the reducing agent to a concentration of from 10 to 16 g / l. According to their research, nickel is extracted into the solution by 50% for 35 days of leaching, cobalt by 90% for 14 days. In order to achieve a uniform distribution of the leach solution throughout the heap, large pieces of ore are crushed to a particle size of less than 16 mm and the whole mass of this fraction is stacked, without prior granulation, since clay minerals and sludge passed into a fine fraction when wet sieving.
По предложенному способу, при выделении из руды фракции крупности менее 0,8 мм, извлечение никеля в ферроникель составит 70%, никеля в концентрат 15%, кобальта в концентрат 60%.According to the proposed method, when extracting from the ore fraction of size less than 0.8 mm, extraction of nickel in ferronickel will be 70%, nickel in concentrate 15%, cobalt in concentrate 60%.
Источники информацииInformation sources
1. ИСО-6501 Ферроникель. Технические условия и требования к поставке.1. ISO-6501 Ferronickel. Technical conditions and requirements for delivery.
2. Агалаков Иван Павлович (RU), Ященко Игорь Эдуардович (RU), Орлов Станислав Львович (RU) «Способ извлечения никеля», патент RU 2362817.2. Agalakov Ivan Pavlovich (RU), Yashchenko Igor Eduardovich (RU), Orlov Stanislav Lvovich (RU) “Nickel extraction method”, patent RU 2362817.
3. Поляков М.Л., Курочкина И.А., Самсонов А.С. «Способ переработки окисленных никель-кобальтовых руд» Патент RU 2207391.3. Polyakov M.L., Kurochkin I.A., Samsonov A.S. “Method for processing oxidized nickel-cobalt ores” Patent RU 2207391.
4. А.И. Аристов и др. «Способ переработки окисленных никелевых руд», «МИСиС», «Гипроникель». Авторское свидетельство СССР 276118.4. A.I. Aristov and others. "A method of processing oxidized nickel ores", "MISiS", "Gipronickel". USSR author's certificate 276118.
5. Нестеров Юрий Васильевич (RU), Канцель Алексей Викторович (RU), Канцель Антон Алексеевич (RU), Канцель Владимир Алексеевич (RU), Летюшов Александр Александрович (RU), Лихникевич Елена Германовна (RU) «Способ переработки окисленной никель-, кобальт-, железо-, магнийсодержащей руды» патент RU 2393250.5. Nesterov Yury Vasilyevich (RU), Kanzel Alexey Viktorovich (RU), Kanzel Anton Alekseevich (RU), Kanzel Vladimir Alekseevich (RU), Letyushov Alexander Alexandrovich (RU), Lihnikevich Elena Germanovna (RU) “A method of processing oxidized nickel, cobalt-, iron-, magnesium-containing ore "patent RU 2393250.
6. В.А. Синегрибов и др. 
7. Труды ПНИИ «Гипроникель», выпуск 39-40, 1969, стр. 90-102.7. Proceedings of the PNII "Gipronikel", issue 39-40, 1969, pp. 90-102.
8. Перкисс, Симон, Антони, Роджер «Кучное выщелачивание основных металлов из окисленных руд». Патент KZ(A) №18204, 2010.8. Perkiss, Simon, Anthony, Roger “Heap leaching of base metals from oxidized ores”. Patent KZ (A) No. 18204, 2010.
Claims (6)
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU2018143541A RU2694188C1 (en) | 2018-12-10 | 2018-12-10 | Processing method of oxidised nickel-cobalt ore |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU2018143541A RU2694188C1 (en) | 2018-12-10 | 2018-12-10 | Processing method of oxidised nickel-cobalt ore |
Publications (1)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| RU2694188C1 true RU2694188C1 (en) | 2019-07-09 |
Family
ID=67252439
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| RU2018143541A RU2694188C1 (en) | 2018-12-10 | 2018-12-10 | Processing method of oxidised nickel-cobalt ore |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| RU (1) | RU2694188C1 (en) |
Cited By (2)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| CN112210679A (en) * | 2020-10-23 | 2021-01-12 | 中国恩菲工程技术有限公司 | Method for preparing nickel sulfate from nickel hydroxide cobalt |
| CN114150156A (en) * | 2021-11-30 | 2022-03-08 | 西安建筑科技大学 | Process for extracting zinc from low-grade zinc-containing dust and preparing nano zinc oxide |
Citations (5)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| SU123891A1 (en) * | 1959-02-27 | 1959-11-30 | С.А. Булах | Method for processing oxidized nickel-cobalt ores |
| RU2221065C2 (en) * | 2002-02-18 | 2004-01-10 | Алтайский государственный технический университет им. И.И. Ползунова | Method of processing oxidized nickel-cobalt ores |
| WO2007117169A1 (en) * | 2006-04-07 | 2007-10-18 | Obshestvo S Ogranichennoy Otvetsvennostyu 'geovest' | Method for processing oxidised nickel-cobalt ore |
| EA015571B1 (en) * | 2006-09-06 | 2011-10-31 | Эраме | Process for the hydrometallurgical treatment of a lateritic nickel-cobalt ore and process for producing nickel and/or cobalt intermediate concentrates or commercial products using it |
| EP1586665B1 (en) * | 2004-03-31 | 2016-05-11 | General Electric Company | Producing nickel-base cobalt-base iron-base iron-nickel-base or iron-nickel-cobalt-base alloy articles by reduction of nonmetallic precursor compounds and melting |
-
2018
- 2018-12-10 RU RU2018143541A patent/RU2694188C1/en active IP Right Revival
Patent Citations (5)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| SU123891A1 (en) * | 1959-02-27 | 1959-11-30 | С.А. Булах | Method for processing oxidized nickel-cobalt ores |
| RU2221065C2 (en) * | 2002-02-18 | 2004-01-10 | Алтайский государственный технический университет им. И.И. Ползунова | Method of processing oxidized nickel-cobalt ores |
| EP1586665B1 (en) * | 2004-03-31 | 2016-05-11 | General Electric Company | Producing nickel-base cobalt-base iron-base iron-nickel-base or iron-nickel-cobalt-base alloy articles by reduction of nonmetallic precursor compounds and melting |
| WO2007117169A1 (en) * | 2006-04-07 | 2007-10-18 | Obshestvo S Ogranichennoy Otvetsvennostyu 'geovest' | Method for processing oxidised nickel-cobalt ore |
| EA015571B1 (en) * | 2006-09-06 | 2011-10-31 | Эраме | Process for the hydrometallurgical treatment of a lateritic nickel-cobalt ore and process for producing nickel and/or cobalt intermediate concentrates or commercial products using it |
Cited By (3)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| CN112210679A (en) * | 2020-10-23 | 2021-01-12 | 中国恩菲工程技术有限公司 | Method for preparing nickel sulfate from nickel hydroxide cobalt |
| CN114150156A (en) * | 2021-11-30 | 2022-03-08 | 西安建筑科技大学 | Process for extracting zinc from low-grade zinc-containing dust and preparing nano zinc oxide |
| CN114150156B (en) * | 2021-11-30 | 2023-10-13 | 西安建筑科技大学 | Low-grade zinc-containing dust zinc extraction and nano zinc oxide preparation process |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| US7585350B2 (en) | Production of ferronickel | |
| EP1644541B1 (en) | Process for recovery of nickel and cobalt by heap leaching of low grade nickel or cobalt containing material | |
| KR20070053211A (en) | Method for nikel and cobalt recovery from laterite ores by reaction with concentrated acid water leaching | |
| JP5396000B2 (en) | Process for extracting nickel, cobalt and other base metals from laterite ore by using heap leaching, and products obtained from laterite ore and containing nickel, cobalt and other metals | |
| US3809549A (en) | Acid leaching of lateritic ore | |
| JP2003512525A (en) | Resin-in-pulp method for nickel and cobalt recovery from oxide ore leaching slurries | |
| CN109097562B (en) | Method for selectively vulcanizing and roasting laterite-nickel ore | |
| JP2008533294A (en) | Continuous or simultaneous leaching of ores containing nickel and cobalt | |
| CN101643858A (en) | High temperature chlorination processing method of lateritic nickel ore | |
| CN103146911A (en) | Beneficiation method for treating combined copper oxide ore and recovering associated valuable metals | |
| RU2694188C1 (en) | Processing method of oxidised nickel-cobalt ore | |
| CN101550483A (en) | Combined flow path processing method of laterite nickel | |
| US20110283831A1 (en) | Process for the Recovery of Nickel and/or Cobalt from a Leach Solution | |
| JP6969262B2 (en) | Hydrometallurgical method for nickel oxide ore | |
| CN106957955A (en) | Handle the method and system of lateritic nickel ore | |
| CN103374656A (en) | Technique for recycling nickel, ferrum and cobalt from nickel oxide ore | |
| CN102021332B (en) | Technology for recycling Ni, Co, Fe, and Mg from nickel oxide mineral | |
| CN108950195B (en) | Method for extracting valuable metals from zinc concentrate oxidizing slag by using chlorine-containing wastewater | |
| EP2980024B1 (en) | Method for manufacturing hematite for iron manufacture | |
| RU2740930C1 (en) | Pyrite cinder processing method | |
| JP2000008128A (en) | Hydrometallugy of ore containing iron group metal | |
| AU2002354745B2 (en) | Method for recording nickel by extraction from nickel-containing laterite ore | |
| CN206828600U (en) | The system for handling lateritic nickel ore | |
| RU2393250C1 (en) | Procedure for processing oxidised nickel-, cobalt-, iron-, and magnesium-containing ore | |
| JP2020029588A (en) | PREPARATION METHOD OF ORE SLURRY CONTAINING Ni OXIDE ORE |
Legal Events
| Date | Code | Title | Description |
|---|---|---|---|
| MM4A | The patent is invalid due to non-payment of fees |
Effective date: 20201211 |
|
| NF4A | Reinstatement of patent |
Effective date: 20211124 |