WO2005098060A1 - ニッケルまたはコバルトの回収方法 - Google Patents

ニッケルまたはコバルトの回収方法 Download PDF

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ore
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Hiromasa Yakushiji
Seiji Ito
Kazuhiko Miura
Mitsuo Shimamori
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Pacific Metals Co., Ltd.
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    • Y02P10/00—Technologies related to metal processing
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Definitions

  • the present invention relates to a method for recovering nickel or cobalt as well as oxidized ore power.
  • Non-Patent Document 1 Non-patent document 2
  • Non-patent document 3 a pressure leaching method for obtaining a sulfuric acid solution containing nickel and cobalt under high temperature and high pressure
  • Non-patent document l Proc. Australas. Inst. Metall. No. 265, March. 1978
  • Non-Patent Document 2 The metallurgical Society, 1988 p447
  • Non-Patent Document 3 Journal of Metals.March, 1960, P206
  • Non-Patent Document 4 ISU International Vol43 (2003) No 2 pl81—pl86 Disclosure of Invention
  • Non-Patent Document 2 while oxidizing ore containing nickel, conoreto, magnesium and iron is leached with sulfuric acid under atmospheric pressure as described in Non-Patent Document 2, nickel, In addition to cobalt, iron is also leached at the same time. If nickel and cobalt are to be leached at 80% by weight or more, iron is also leached at 15% by weight or more. In general, oxidized ore containing nickel and cobalt contains 10 to 40 times as much iron as nickel, so the method described in the literature requires a large amount of sulfuric acid for leaching, and the strength is also leached. Since the concentration of iron in the liquor becomes high, the processing cost for removing iron also increases, and there remains a problem in terms of cost.
  • Non-Patent Document 4 (recent research report on atmospheric leaching), under a mixed gas atmosphere of CO / CO (30Z70vol%) and a temperature of 700 ° C, Okke
  • Non-Patent Document 3 when oxidized ore is leached under pressure with sulfuric acid under high temperature and high pressure, leaching of iron is suppressed, and the leaching rate of nickel and cobalt is high. Is obtained. Therefore, the amount of sulfuric acid used is small, and the processing cost for removing iron is also low.Autoclave is necessary for sulfuric acid leaching operation under high temperature and high pressure. Also, expensive materials such as titanium are required. Also, energy consumption is increased compared to leaching under atmospheric pressure. In addition, the scale often adheres to and grows on the inner wall of the autoclave, and it is often necessary to interrupt the operation to remove the scale, resulting in a decrease in the operation rate.
  • the present invention has been made in view of the above circumstances, and an object of the present invention is to provide a method for recovering nickel or cobalt from an oxide ore containing nickel, cobalt, and iron by using a small amount of sulfuric acid,
  • the purpose is to obtain a liquid containing only a small amount of iron while obtaining a high leaching rate of nickel and cobalt, thereby reducing the processing cost for removing iron.
  • a method for recovering nickel or conoreto from oxidized ore containing nickel or cobalt and iron, wherein sulfuric acid and a sodium salt are used to recover oxidized ore A leaching step for leaching nickel or konoleto to obtain a sulfuric acid leaching solution containing nickel or cobalt and a leaching residue, and a pH adjustment by reacting the sulfuric acid leaching solution containing the leaching residue with magnesium to obtain nickel or cobalt
  • a recovery method characterized by including a neutralization step of obtaining a neutralization residue containing iron.
  • natrojarosite is produced using sulfuric acid and a sodium salt, and the pH is adjusted using magnesium in the reaction step to precipitate natrojarosite,
  • the iron concentration in the reaction solution can be reduced. Therefore, in the neutralization step, it is not necessary to use a large amount of a neutralizing agent in order to reduce the iron concentration in the reaction solution. Therefore, in the nickel and cobalt recovery process, a process for removing iron while using a small amount of sulfuric acid to obtain a high leaching rate of nickel and cobalt is used. The processing cost can be reduced.
  • a step of classifying the oxide ore into small-particle oxidized ore and large-diameter oxidized ore containing magnesium is included.
  • the pH may be adjusted by reacting a sulfuric acid leaching solution containing a leaching residue with magnesium contained in a large particle size acid ore in the reaction step. By doing so, it is possible to obtain a higher leaching rate of nickel and cobalt with a smaller amount of sulfuric acid and to further reduce the processing cost for removing iron.
  • a step of solid-liquid separation of the neutralized solution and the neutralized residue using a thickener using a coagulant, and separating the neutralized solution and the neutralized residue may be included.
  • both the leaching step and the reaction step can be performed at a temperature of 90 ° C. or higher. By doing so, the leaching rate of nickel and cobalt can be further improved.
  • both the leaching step and the reaction step can be performed under normal pressure. By doing so, it is possible to suppress an increase in equipment costs.
  • the normal pressure includes the vicinity of the normal pressure.
  • the magnesium used in the reaction step may be magnesium contained in the oxide ore. By doing so, it is possible to further reduce the processing cost for removing iron while obtaining a higher leaching rate of nickel and cobalt.
  • the sodium salt may be a sodium salt contained in seawater. By doing so, it is possible to reduce the processing cost for removing iron while obtaining a high leaching rate of nickel and cobalt.
  • a small amount of sulfuric acid is used, a high leaching rate of nickel and cobalt is obtained, and a small amount of iron is obtained.
  • the processing cost for removing iron can be reduced.
  • FIG. 1 is a flowchart for explaining steps in an embodiment of the present invention.
  • the amount used and the amount added are the amount used and the amount added based on the weight of each substance.
  • limonite ore or the like can be used.
  • the so-called limonite ore is an ore containing nickel, cobalt, magnesium and iron in the form of oxides.
  • nickel slag of Hue mouth can be used as a neutralizing agent.
  • the Hue mouth nickel slag is a slag generated when the Hue mouth nickel is manufactured by dry manufacturing using a so-called saprolite ore having a nickel content of 2% by weight or more.
  • FIG. 1 shows a process chart for recovering nickel and cobalt from an oxide ore containing nickel, cobalt and iron.
  • step a the oxide ore 102 is classified into oversize and undersize, the undersize is converted into slurry ore 104 using water 107, and the oversize is pulverized by grinding. 103.
  • step b leaching step
  • the slurry ore 104 is leached with sulfuric acid 105 to obtain a sulfuric acid leaching solution 108 containing nickel and cobalt and a leaching residue 109.
  • leach residue 10 9 contains natrojarosite generated by the reaction of iron leached from slurry ore 104, sulfuric acid 105 and sodium salt 106.
  • step c reaction step
  • free sulfuric acid in the sulfuric acid leachate 108 containing the leach residue 109 is reacted with magnesium contained in the pulverized product 103 pulverized in the classification step to obtain free palladium.
  • reaction solution 110 and reaction residue 111 reaction solution 110 and reaction residue 111
  • step d neutralization step
  • the pH is adjusted by adding a neutralizing agent 112 to the reaction solution 110 containing the reaction residue 111, and a neutralization solution 113 and a neutralization residue 114 are obtained.
  • natrojarosite is precipitated, and the iron concentration in the reaction solution 110 has been reduced, so that the amount of the additional force of the neutralizing agent 112 can be reduced.
  • step e solid-liquid separation step
  • the coagulant 115 is added to the neutralization liquid 113 containing the neutralization residue 114, and the mixture is subjected to solid-liquid separation using a thickener.
  • the neutralized solution is sent to a nickel-cobalt recovery step to recover nickel and cobalt.
  • Step a Classification step
  • the size of the classification using a vibrating sieve is not particularly limited, but from the viewpoint of improving the process stability, for example, a sieve having a size of 0.5 mm or more and 2 mm or less can be used.
  • this oxide ore 102 When this oxide ore 102 is classified with a sieve of about 0.5 mm to 2 mm, the iron content tends to be high in the undersize and the magnesium content tends to be low. The iron content tends to decrease and the magnesium content tends to increase.
  • the service water 107 not only river water and groundwater, which are usually used, but also seawater can be used.
  • the method according to the present embodiment Considering the economics such as the above, it may be possible to implement at the mine site. Here, considering the regional characteristics of the area where the mine is located, it may not always be easy to secure sufficient water, such as river water and groundwater.
  • seawater as the service water 107, the iron leached from the oxide ore in the leachate and the reaction solution in the subsequent leaching step and reaction step using the sodium salt contained in the seawater is used. The effect that the remaining amount can be controlled can be obtained.
  • Step b leaching step
  • the slurry ore 104 obtained in the step (a) is leached with sulfuric acid 105 at a temperature of 90 ° C. or more and 100 ° C. or less under normal pressure to obtain nickel, cobalt, magnesium, and iron.
  • the leaching temperature By setting the leaching temperature to 90 ° C. or higher, the leaching speed of nickel and cobalt in the slurry ore 104 can be improved. As a result, the leaching time of nickel and cobalt contained in the slurry ore 104 can be reduced. At the same time, the leaching rate of nickel and cobalt can be increased. In addition, by leaching nickel and cobalt contained in the slurry ore 104 at a temperature of 100 ° C. or less, nickel and konoleto can be leached at a temperature of the boiling point of water or less. Therefore, it is not necessary to pressurize the leaching vessel of the apparatus used for leaching nickel and cobalt. Therefore, an increase in equipment cost can be suppressed.
  • the leaching temperature is set to 90 ° C or higher.
  • the temperature may be appropriately selected within a range of 70 ° C or higher.
  • nickel and cobalt in the slurry ore 104 may be leached at a temperature exceeding 100 ° C.
  • nickel and cobalt in the slurry ore 104 may be leached under pressure conditions other than normal pressure.
  • the amount of sulfuric acid to be added can be 0.5 times to 0.8 times the amount of the oxide ore 102 used. By adding 0.5 times or more sulfuric acid, leaching of nickel and cobalt can be sufficiently performed. When the amount of sulfuric acid added is around 0.8 times, the leaching rate of nickel and cobalt reaches an equilibrium state. Therefore, the amount of excess sulfuric acid (free sulfuric acid) can be suppressed by setting the amount of sulfuric acid to be 0.8 times or less. Therefore, it is possible to suppress an increase in the cost of recovering nickel and cobalt while maintaining the leaching rate of nickel and cobalt from the oxidized ore.
  • the reason why the undersized ore classified in the classification step is used is as follows. That is, nickel and conoreto in the oxide ore are less likely to be leached in the undersized ore than in the pulverized product 103 of the oversized ore.
  • the oversized ore crushed product 103 has a higher magnesium content than undersized ore, it may consume free sulfuric acid used for leaching. Therefore, firstly, by using excess sulfuric acid, nickel and cobalt in the oxide ore are leached more, thereby improving the recovery rate of nickel and cobalt.
  • a sodium salt 106 such as sodium sulfate or sodium salt is added.
  • the amount of sodium added with the sodium salt 106 can be about 0.01 times and about 0.05 times the amount of the oxide ore 102 used.
  • seawater since sodium is contained in the seawater in an amount of about lOgZl, it is not necessary to calo the sodium salt again. Therefore, it is possible to further suppress the increase in the recovery cost of nickel and cobalt while maintaining the leaching rate of nickel and cobalt from the oxide ore.
  • the iron leached from the oxide ore reacts with the sodium sulfate in the sulfuric acid leaching solution 108 to cause the iron in the sulfuric acid leaching solution 108 Can be reduced.
  • the leaching time can be 1 hour or more and 10 hours or less, and can be 3 hours or more and 6 hours or less.
  • the equipment required for the leaching process is, for example, a commonly used container with a stirrer, etc., and the material used is, for example, stainless steel or steel lining with rubber lining.
  • the material used is, for example, stainless steel or steel lining with rubber lining.
  • the sulfuric acid leachate 108 and the leaching residue 109 obtained in the step b and the pulverized product 103 of the oversized ore obtained in the step a for example, under atmospheric pressure, at 90 ° C or more and 100 ° C or less.
  • the reaction is performed at a temperature based on the following formulas (4)-(7). Based on the reaction formula described below, a reaction solution 110 containing nickel, cobalt, magnesium and a small amount of iron and a reaction residue 111 are obtained.
  • the method of adding the pulverized product 103 may be solid as it is, or may be made as slurry using water.
  • the water used in this step may be river water, groundwater, or seawater.
  • a sodium salt 106 such as sodium sulfate or sodium salt may be added to these waters for use.
  • the reaction temperature is 90 ° C. or higher
  • the leaching rate of nickel and cobalt contained in the pulverized product 103 can be improved.
  • the iron leached in step b It is possible to improve the efficiency of precipitation removal as a mouth site. Further, by reacting at a temperature of 100 ° C. or lower, a reaction based on a chemical formula described below can be performed at a temperature of the boiling point of water or lower. For this reason, it is not necessary to pressurize the reaction vessel of the apparatus used for the above reaction. Therefore, an increase in equipment cost can be suppressed.
  • a reaction based on a chemical formula described later may be performed under a leaching temperature of less than 90 ° C or exceeding 100 ° C. Further, a reaction based on a chemical formula described below may be performed under pressure conditions other than the atmospheric pressure.
  • the iron concentration of the sulfuric acid leaching solution 108 in the step b is 30 gZl—90 g / 1, and the free sulfuric acid is contained at 30 g / l or more.
  • the reaction with magnesium reduces the iron concentration to 1Z10 or less and the free sulfuric acid to 1Z3 or less as compared to the sulfuric acid leachate 108 before the reaction.
  • the above reaction can be more efficiently caused by the fact that the iron and magnesium are contained in the oxidized ore 102.
  • the component ratio of magnesium Z iron is 0.125 or more
  • the amount of iron contained in the oxidized ore 102 is relatively small.
  • the force also leaches relatively little iron. Therefore, the iron concentration in the reaction solution can be reduced.
  • the magma contained in the oxide ore 102 Since the amount of nesium is relatively large, the amount of magnesium that reacts with the free sulfuric acid brought into the reaction process from the sulfuric acid leachate 108 is relatively large. Therefore, the free sulfuric acid in the sulfuric acid leaching solution 108 can be sufficiently consumed using magnesium by the reaction of the formula (4).
  • the oxide ore 102 used in this embodiment is a limonite ore containing 20% by weight to 50% by weight of iron and 2.5% by weight to 15% by weight of magnesium. Is not greater than 0.75.
  • the reason for using the oversized crushed product 103 in the step c is that the oversized crushed product 103 has a higher magnesium content than the undersized crushed product 103, and therefore the reaction represented by the formula (4)-(7) But it is also the power to go more effectively.
  • the reaction time can be 3 hours or more and 10 hours or less, or 4 hours or more and 6 hours or less, and the reaction time of the formula (4) 1 ( The reaction of 7) can be terminated.
  • the oversized crushed product 103 contains nickel and cobalt, the sulfuric acid is allowed to react with magnesium to adjust the pH while leaching nickel and cobalt in the crushed product 103. Thereby, the recovery rate of nickel and cobalt can be further improved. Therefore, it is possible to further improve the recovery rate of nickel and cobalt while suppressing an increase in the cost required for recovering nickel and cobalt.
  • the equipment necessary for the reaction is, for example, a commonly used vessel with a stirrer or the like is sufficient, and the material thereof is, for example, a stainless steel or steel material rubber-junged. It is enough. For this reason, this process does not require the use of expensive equipment such as a titanium-lined autoclave used in a reaction at high temperature and high pressure. Allow the reaction to take place. Therefore, it is possible to suppress an increase in cost required for recovering nickel and cobalt.
  • the ferro nickel slag having a relatively high nickel content among the ferro nickel slag used in the neutralization step may be used simultaneously with the oversized pulverized product 103.
  • the final pH during the reaction can be used within a range of less than 3.
  • the pH is less than 3
  • the presence of free sulfuric acid in the liquid can suppress the decrease in the leaching efficiency of nickel from the oxide ore.
  • Step d neutralization step
  • the pH can be adjusted to 2 or more and 6 or less, and the neutralization reaction is performed at a pH of 3 or more and 5 or less. be able to.
  • a neutralization solution 113 containing nickel, cobalt, and magnesium having an iron concentration of lg / 1 or less and a neutralization residue 114 are obtained.
  • the pH is 2 or more, the precipitation of iron can be sufficiently performed, and when the pH is 6 or less, most of the iron is precipitated and removed while suppressing the coprecipitation of nickel and cobalt. You. Therefore, the recovery of nickel and cobalt can be improved.
  • the pressure in this step is not particularly limited.
  • a neutralization reaction may be performed using the reaction solution 110, the reaction residue 111, and the neutralizing agent 112 under the atmospheric pressure.
  • the neutralization reaction can be performed under pressure conditions other than atmospheric pressure.
  • Examples of the neutralizing agent 112 include alkaline earth metals such as sodium hydroxide, which is an alkali metal hydroxide, and sodium carbonate, which is an alkali metal carbonate.
  • nickel slag having a composition shown in Table 1 can be used. Further, the above-mentioned neutralizing agents may be used alone or in a combination of two or more.
  • the Hue nickel slag refers to magnesium generated when producing Hue nickel by a dry manufacturing method using ore containing magnesium containing 2% by weight or more of nickel. Refers to slag including. Hue mouth nickel slag in dry manufacturing The amount of generated nickel is about 30-35 times that of nickel 1. Some of that is used effectively.
  • nickel slag having a mouth containing magnesium as neutralizing agent 112
  • magnesium contained in the nickel slag having a mouth can be effectively used as a neutralizing agent, and reaction solution 110 and reaction residue can be effectively used.
  • 111 can be neutralized. Therefore, it is possible to effectively utilize resources and to suppress an increase in nickel and cobalt recovery costs.
  • the neutralizing agent 112 if it is possible to neutralize the reaction solution 110 and the reaction residue 111, for example, calcium hydroxide, magnesium hydroxide, calcium oxide, magnesium oxide , Calcium carbonate, magnesium carbonate and the like may be used.
  • the neutralized solution 113 and the neutralized residue 114 obtained in the step d are separated by adding a flocculant 115.
  • a flocculant 115 for example, a polymer flocculant is used.
  • a generally used thickener method is employed, and a countercurrent washing method using six or more thickeners can be used.
  • nickel and cobalt in the neutralized solution have a high yield of 99% by weight or more, and a neutralized solution 113 containing nickel, conoreto, and magnesium having an iron concentration of less than lgZl and a low iron content. It is easily and efficiently separated from the neutralization residue 114 by solid-liquid separation.
  • the flocculant 115 may be any flocculant that can be separated into the neutralizing solution 113 and the neutralization residue 114 other than the polymer flocculant.
  • the solid-liquid separation into the neutralized solution 113 and the neutralized residue 114 may be performed by using another solid-liquid separating device other than the countercurrent washing method using a thickener having six or more stages.
  • the neutralized solution 113 may be, for example, sodium hydrogen sulfide described in JP-A-6-81050, A method of adding sulfuric acid soda, sulfuric acid ammon, sulfuric acid hydrogen and the like to precipitate and recover as a mixed sulphide of nickel and cobalt, and a method described in JP-A No. 12-234130.
  • a mixture of nickel and cobalt is prepared by mixing a sword, a sword, and a carbonated sword. For example, a method of recovering a precipitate as a carbonic acid dang is used.
  • the mode in which the step a for classifying the oxide ore 102 containing nickel, cobalt and iron is described, but this step may be omitted.
  • the nickel content is 1%. Wt% or less, magnesium content of 15 wt% or more, which is not usually used for the recovery of nickel and cobalt, and may be a nickel oxide ore having a relatively low nickel grade and a high magnesium grade.
  • such oxide ores for example, often exist in deep layers of nickel and cobalt mines, and have a characteristic that the iron content is relatively low.
  • the use of the above-mentioned oxidized ore in the step c allows pH adjustment with magnesium while leaching nickel and cobalt into the sulfuric acid solution, thereby suppressing an increase in the amount of leached iron. As a result, it is possible to reduce the cost of recovering nickel and cobalt while suppressing a decrease in the recovery rate of nickel and cobalt.
  • other than ore oxide ore one containing magnesium may be used.
  • the oxide ore containing nickel, cobalt and iron 102 The iron ore containing iron and nickel described in the mode of recovering nickel and cobalt Nickel may be recovered, or cobalt may be recovered from an oxide ore containing cobalt and iron.
  • step c when performing the pH adjustment in step c, it is also possible to use the above-mentioned oxide ore containing oversized magnesium classified in step a, together with the above-mentioned oxidized ore having a low nickel grade and a high magnesium grade. Good.
  • step c when the pH is adjusted in step c, together with the oxide ore containing oversized magnesium classified in step a and the one containing magnesium other than oxidized ore, A little.
  • step c when the pH is adjusted in step c, the nickel grade is low, the magnesium grade is high, the oxide ore is used, and one containing magnesium other than oxidized ore is used.
  • the oxide ore containing oversized magnesium classified in step a when performing the pH adjustment in step c, the oxide ore containing oversized magnesium classified in step a, the nickel ore having a low nickel grade and a high magnesium grade, and It is also possible to use those containing magnesium other than ore.
  • step b or step c the leaching rate of nickel or cobalt may be further improved by using a reducing agent such as iron or sodium sulfite.
  • a reducing agent such as iron or sodium sulfite.
  • the reducing agent for example, iron powder, sodium sulfite, or a mixture thereof is used.
  • iron powder When iron powder is used, it can be added in a range of 0.1% by weight or more and 1% by weight or less, especially 0.2% by weight or more and 0.5% by weight or less based on the amount of the oxide ore 102 used.
  • particle size of the iron powder a particle having a diameter of about lmm can be used, and a particle whose surface is not oxidized can be used.
  • sodium sulfite it can be in the range of 1% by weight to 10% by weight, especially 5% by weight to 8% by weight, based on the amount of oxide ore 102 used.
  • the effect of the reducing agent can be sufficiently exhibited, and the leaching rate of nickel, cobalt, In particular, the leaching rate of cobalt can be further improved efficiently. Therefore, the recovery rate of nickel and cobalt can be further improved while reducing the cost of removing iron.
  • cobalt in the oxide ore 102 is composed of a divalent oxide (CoO) and a trivalent oxide (Co
  • Such a bonding state between cobalt and oxygen is that Co O is stronger and more stable than CoO,
  • each component of the oxidized ore in Tables 2 to 5 below is represented by% by weight based on the weight of the oxidized ore.
  • Tables 2-5 show the conditions and results of each experimental example.
  • Oxide ore component weight ore classification ratio (weight sodium added reducing agent sulfuric acid amount / dish) Experiment No Oxidized ore Water used
  • row f contains the following components: Ni: l. 87%, Co: 0.11%, Fe: 23.4%, Mg: ll. 7%, MgZFe ratio: 0 .5 oxide ore was used.
  • This oxide ore was classified with a 2 mm sieve to obtain 72% by weight of 2 mm oxide ore and 28% by weight of +2 mm oxide ore.
  • + 2mm oxide ore was ground to a total volume of 2mm.
  • —2 mm oxide ore is made into 28% by weight slurry ore by adding seawater, and 98% by weight sulfuric acid is added 0.73 times the total amount of oxidized ore before classification at a temperature of 95 ° C. Then, the mixture was stirred and leached at atmospheric pressure for 6 hours.
  • a neutralization reaction was performed by adding 5.5% Fe: Ni slag (Hue-mouth slag) of 20.4% Mg with stirring until the pH reached 2.5.
  • the amount of neutralizer used at this time was 0.09 times the total amount of oxide ore.
  • the amount of sulfuric acid was 0.68 times the total amount of oxide ore, and Ca (OH) was used as a neutralizing agent.
  • A-2 was carried out under the same conditions as in A-2, except that the amount was 0.025 times the amount.
  • the procedure was performed under the same conditions as for A-6, except that the amount of sulfuric acid was 0.68 times that of the total oxide ore, and MgO was used as the neutralizing agent.
  • Ni: l. 45%, Co: 0.149%, Fe: 43%, Mg: 3.9% were used, and the oxide ore having MgZFe ratio: 0.09 was used.
  • pH was adjusted to 3.0 using CaCO as a neutralizing agent. The procedure was performed under the same conditions as A-1 except for the following.
  • the composition ratio of MgZFe in the oxidized ore is as low as 0.09, the nickel leaching rate decreases and the iron leaching rate increases.
  • the iron concentration and the amount of free sulfuric acid in the normal pressure liquid also increase, and the amount of the neutralizer used also increases.
  • the classification was carried out under the same conditions as in A-8 except that the classification was not carried out by means of a 2 mm sieve and the reaction step was not carried out. If the oxidized ore is not shaken and all the ore is leached with sulfuric acid at once, that is, if the reaction step is not performed, the leaching rate of nickel decreases and the leaching rate of iron increases. The iron concentration and the amount of free sulfuric acid in the normal pressure liquid increase, and the amount of the neutralizing agent used also increases.
  • the procedure was performed under the same conditions as A-8, except that the amount of sulfuric acid used was 0.45 times the amount of total oxide ore before classification. When the ratio of sulfuric acid to Z oxide ore is as low as 0.45, the leaching rate of nickel and cobalt is low.
  • the procedure was performed under the same conditions as A-8, except that the amount of sulfuric acid used was 1.00 times the total oxide ore before classification. If the ratio of sulfuric acid to Z oxide ore is as high as 1.00, the leaching rate of iron increases, the iron concentration of normal pressure liquid and the amount of free sulfuric acid increase, and the amount of neutralizer used also decreases. More.
  • river water was used as irrigation water
  • Oxidized ore C was shaken with 2 mm of! /, To obtain 64% by weight of 2mm oxide ore and 36% by weight of + 2mm oxide ore. + 2mm oxide ore was ground to a total volume of 2mm. —2mm oxidized ore is converted into 28% by weight slurry in seawater, 98% by weight sulfuric acid is added 0.73 times the total amount of oxidized ore before classification, and iron powder is 0.003 times the total amount of oxidized ore The mixture was leached with stirring at 95 ° C and atmospheric pressure for 6 hours.
  • the same oxidized ore as C-1 was used under the same conditions except that iron powder was added to the leaching process in an amount of 0.005 times the total oxide ore.
  • Oxide ore D was classified with a 2mm sieve to obtain 61% by weight of 2mm oxide ore and 39% by weight of + 2mm oxide ore. + 2mm oxide ore was ground to a total volume of 2mm.
  • 2mm oxidized ore is made into a 28% by weight slurry in seawater, 98% by weight sulfuric acid is added 0.73 times the total amount of oxidized ore before classification, and iron powder is added to the total amount of oxidized ore. It was leached by stirring at a temperature of 95 ° C and atmospheric pressure for 6 hours.
  • the sulfuric acid leach liquor and leach residue obtained in this way are crushed with a +2 mm oxidized ore as a 40% by weight slurry in seawater at a temperature of 95 ° C and atmospheric pressure. The mixture was stirred for an hour to react.

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Abstract

　工程ｂ（浸出工程）において、スラリー鉱石１０４を硫酸１０５により浸出し、ニッケル、コバルトを含む硫酸浸出液１０８と浸出残渣１０９とを得る。ここで、浸出残渣１０９には、スラリー鉱石１０４から浸出された鉄と硫酸１０５とナトリウム塩１０６とが反応して生成されたナトロジャロサイトが含まれている。

Description

明 細 書
ニッケルまたはコバルトの回収方法
技術分野
[0001] 本発明は、酸ィ匕鉱石力もニッケルまたはコバルトを回収する方法に関する。
背景技術
[0002] ニッケル、コバルトを含有する酸化鉱石から、硫酸によりニッケル、コバルトを浸出す る方法としては、大気圧のもとでニッケル、コバルトを含む硫酸液を得る常圧浸出方 法 (非特許文献 1、非特許文献 2)と、高温高圧のもとでニッケル、コバルトを含む硫 酸液を得る加圧浸出方法 (非特許文献 3)とが知られて ヽる。
[0003] 非特許文献 l : Proc. Australas. Inst. Metall. No. 265, March. 1978
非特許文献 2 : The metallurgical Society, 1988 p447
非特許文献 3 Journal of Metals. March, 1960, P206
非特許文献 4 : ISU International Vol43 (2003) No 2 pl81— pl86 発明の開示
[0004] し力しながら、非特許文献 2に記載されて 、るように、ニッケル、コノ レト、マグネシ ゥムおよび鉄を含有する酸化鉱石を大気圧のもとで硫酸により浸出すると、ニッケル 、コバルトの他に鉄も同時に浸出し、ニッケル、コバルトをそれぞれ 80重量％以上浸 出させようとすると、鉄も 15重量％以上浸出することとなる。一般に、ニッケル、コバル トを含有する酸ィ匕鉱石はニッケルの 10— 40倍もの鉄を含んでいるため、同文献記載 の方法では、浸出に必要な硫酸の消費量が多くなり、し力も浸出した液中の鉄濃度 も高くなるため、鉄を除去するための処理費も多くなり、コストの面で課題が残されて いた。
[0005] また、非特許文献 4 (常圧浸出に関する最近の研究報告）に記載されているように、 CO/CO (30Z70vol%)の混合ガス雰囲気および 700°Cの温度のもとで、 -ッケ
2
ルとコバルトを還元することにより金属化し、鉄をマグネタイトに変態させることにより、
30— 70°Cの温度でニッケルの 80重量％— 90重量％、鉄の 20重量％— 30重量％ が浸出可能であることが報告されている。し力し、この方法は、 700°Cの温度で、しか も還元雰囲気下で浸出を行うことが要求され、エネルギー消費量が多ぐ実操業に用 V、るには多くの課題を残して！/、る。
[0006] 一方、非特許文献 3に記載されているように、高温高圧のもとで硫酸により酸化鉱 石を加圧浸出すると、鉄の浸出が抑えられ、かつ、ニッケル、コバルトの高い浸出率 が得られる。したがって、硫酸の使用量が少なくてすみ、また鉄を除去するための処 理費も少なくなる力 高温高圧のもとでの硫酸浸出操業のため、オートクレープが必 要であり、オートクレープの材質もチタン等の高価なものが必要となる。また大気圧の もとでの浸出に比べて、エネルギー消費量が増加する。さらに、オートクレーブの内 壁にスケールが付着成長するため、これを除去するために、しばしば操業を中断する 必要があり、稼働率の低下をもたらすことがあった。
[0007] 本発明は上記事情に鑑みなされたものであって、その目的とするところは、ニッケル 、コバルト、鉄を含む酸化鉱石から、ニッケルまたはコバルトを回収する方法において 、少ない硫酸使用量で、ニッケル、コバルトの高い浸出率を得つつ、鉄を少量しか含 まない液を得ることにより、鉄を除去するための処理コストを低減することにある。
[0008] 本発明によれば、ニッケルまたはコバルトと鉄とを含む酸ィ匕鉱石から、ニッケルまた はコノ レトを回収する方法であって、硫酸とナトリウム塩とを使用して、酸化鉱石から 、ニッケルまたはコノ レトを浸出し、ニッケルまたはコバルトを含む硫酸浸出溶液と、 浸出残渣と、を得る浸出工程と、浸出残渣を含む硫酸浸出溶液とマグネシウムとを反 応させて pH調整し、ニッケルまたはコバルトを含む反応液と、鉄を含む反応残渣と、 を得る反応工程と、反応残渣を含む反応液を、中和剤を使用して中和し、ニッケルま たはコバルトを含む中和液と、鉄を含む中和残渣と、を得る中和工程とを含むことを 特徴とする回収方法が提供される。
[0009] 本発明によれば、浸出工程において、硫酸とナトリウム塩とを使用してナトロジャロ サイトを生成し、反応工程においてマグネシウムを使用して pH調整することでナトロ ジャロサイトを沈殿させることにより、反応液中の鉄濃度を減少させることができる。こ のため、中和工程において、反応液中の鉄濃度を減少させるために多量の中和剤を 使用する必要がない。したがって、ニッケル、コバルトの回収工程において、少ない 硫酸使用量で、ニッケル、コバルトの高い浸出率を得つつ、鉄を除去するための処 理コストの低減を図ることができる。
[0010] また、浸出工程の前に、酸化鉱石を、小粒径酸ィ匕鉱石とマグネシウムを含む大粒 径酸化鉱石とに分級する工程を含み、浸出工程において、小粒径酸化鉱石から-ッ ケルまたはコバルトを浸出するとともに、反応工程において、浸出残渣を含む硫酸浸 出溶液と、大粒径酸ィヒ鉱石に含有されるマグネシウムとを反応させて pH調整しても よい。こうすることにより、少ない硫酸使用量で、ニッケル、コバルトの、より高い浸出 率を得つつ、鉄を除去するための処理コストを、より低減することができる。
[0011] また、中和工程の後に、中和液と中和残渣とを、凝集剤を使用し、シックナーを用 いて固液分離し、中和液と中和残渣とを分離する工程を、さらに含んでいてもよい。
[0012] 本発明において、浸出工程と反応工程とを、ともに 90°C以上の温度下で行うことが できる。こうすることにより、ニッケル、コバルトの浸出率を、より向上させることができる 。また、浸出工程と反応工程とを、ともに常圧下で行うことができる。こうすることにより 、設備コストの上昇を抑制することができる。
[0013] なお、常圧とは、常圧近傍をも含むこととする。
[0014] また、反応工程で使用するマグネシウムが、酸化鉱石中に含まれるマグネシウムで あってもよい。こうすることにより、ニッケル、コバルトの、より高い浸出率を得つつ、鉄 を除去するための処理コストを、より低減することができる。
[0015] また、ナトリウム塩は、海水中に含まれるナトリウム塩であってもよい。こうすることに より、ニッケル、コバルトの高い浸出率を得つつ、鉄を除去するための処理コストを低 減することができる。
[0016] 本発明によれば、ニッケル、コバルト、鉄を含む酸化鉱石から、ニッケルまたはコバ ルトを回収する方法において、少ない硫酸使用量で、ニッケル、コバルトの高い浸出 率を得つつ、鉄を少量し力含まない液を得ることにより、鉄を除去するための処理コ ストを低減することができる。
図面の簡単な説明
[0017] 上述した目的、およびその他の目的、特徴および利点は、以下に述べる好適な実 施の形態、およびそれに付随する以下の図面によってさらに明らかになる。
[0018] [図 1]本発明の実施形態における工程を説明するためのフロー図である。 発明を実施するための最良の形態
[0019] 以下に本発明における実施形態について、図面および表を用いて説明する。なお 、以下の記載において、使用量および添加量は、各物質の重量を基準とした使用量 および添加量である。
[0020] 本実施形態においては、たとえば、通称リモナイト鉱石などを用いることができる。こ こで、通称リモナイト鉱石とは、ニッケル、コバルト、マグネシウム、鉄を酸化物の形態 で含む鉱石のことである。また、たとえば、中和剤として、フエ口ニッケルスラグなどを 用いることができる。ここで、フエ口ニッケルスラグとは、ニッケル含有量が 2重量％以上 の通称サプロライト鉱石と言われている物を使用し、乾式製鍊法によりフエ口ニッケル を製造する時に発生するスラグである。
[0021] 一般的には、リモナイト鉱石とサプロライト鉱石についての、明確な成分範囲の規定 はないが、リモナイト鉱石と言われている酸化鉱石と、フエ口ニッケルスラグの成分を 表 1に示す。
[0022] (表 1)
成分（重量％)
Figure imgf000006_0001
[0023] 図 1にニッケル、コバルトおよび鉄を含む酸化鉱石からニッケル、コバルトを回収す るための工程図を示す。
[0024] 以下、本実施形態における工程のフローを説明する。
[0025] はじめに、工程 a (分級工程）にお 、て、酸化鉱石 102を、オーバーサイズとアンダ 一サイズに分級し、アンダーサイズは用水 107によりスラリー鉱石 104とし、オーバー サイズは粉砕して粉砕品 103とする。
[0026] 次に、工程 b (浸出工程）において、スラリー鉱石 104を硫酸 105により浸出し、 -ッ ケル、コバルトを含む硫酸浸出液 108と浸出残渣 109とを得る。ここで、浸出残渣 10 9には、スラリー鉱石 104から浸出された鉄と硫酸 105とナトリウム塩 106とが反応して 生成されたナトロジャロサイトが含まれて 、る。
[0027] つづいて、工程 c (反応工程）において、浸出残渣 109を含む硫酸浸出液 108中の フリー硫酸と、分級工程で粉砕した粉砕品 103に含有されるマグネシウムとを反応さ せることにより、フリー硫酸を消費し pHを調整し、反応液 110と反応残渣 111とを得る
。この pH調整により、反応残渣 111中にナトロジャロサイトを沈殿させることにより、反 応液 110中の鉄濃度を減少させることができる。
[0028] 次に、工程 d (中和工程）において、反応残渣 111を含む反応液 110に中和剤 112 を添加することで pHを調整し、中和液 113と中和残渣 114とを得る。ここで、前工程 の反応工程において、ナトロジャロサイトを沈殿させて反応液 110中の鉄濃度が減少 しているので、中和剤 112の添力卩量を低減することができる。
[0029] つづいて、工程 e (固液分離工程）において、中和残渣 114を含む中和液 113に凝 集剤 115を添加し、シックナーを用いて固液分離することで、中和液 113と中和残渣
114とを分離する。
[0030] 次に、中和液をニッケル 'コバルト回収工程に送り、ニッケル、コバルトを回収する。
[0031] 以下、各工程について詳細を説明する。
[0032] 工程 a : 分級工程
ニッケル、コバルト、マグネシウムおよび鉄を含有する、たとえばリモナイト鉱石など の酸化鉱石 102を、例えば、振動ふるいのような簡単な装置で、オーバーサイズとァ ンダーサイズとに分級し、アンダーサイズは用水 107を用いてスラリー鉱石 104とし、 オーバーサイズは、例えばボールミルなどのような装置により粉碎品 103とする。振 動ふるいなどによる分級のサイズには、特にこだわらないが、工程安定性向上の観 点から、たとえば、 0. 5mm以上 2mm以下の振るい目などを用いることができる。
[0033] また、この酸化鉱石 102を 0. 5mm— 2mm程度の振るいで分級すると、アンダーサ ィズでは鉄含有量が高くなり、マグネシウム含有量が低くなる傾向を示し、反対にォ 一バーサイズでは鉄含有量が低くなり、マグネシウム含有量が高くなる傾向を示す。
[0034] 用水 107としては、通常用いられる、河川水や地下水の使用はもちろんのこと、海 水を使用することもできる。ここで、本実施形態に係る方法を採用するにあたり、コスト などの経済性を考慮すると、鉱山元で実施する場合があり得る。ここで、鉱山がある 地域の地域性を考慮すると、必ずしも河川水、地下水等の用水を十分確保すること が容易ではない場合もあり得るからである。また、用水 107として海水を使用すること により、海水中に含まれるナトリウム塩を用いて、後工程である浸出工程および反応 工程において、酸化鉱石から浸出された鉄の、浸出液中や反応液中における残存 量を制御することができるという効果を得ることができる。
[0035] 工程 b : 浸出工程
工程 aで得られたスラリー鉱石 104は、たとえば、常圧のもと、 90°C以上 100°C以下 の温度で、硫酸 105をカ卩えて浸出されることにより、ニッケル、コバルト、マグネシウム および鉄を含む硫酸浸出液 108と浸出残渣 109が得られる。
[0036] 浸出温度を 90°C以上とすることにより、スラリー鉱石 104中のニッケル、コバルトの 浸出速度を向上させることができる。これにより、スラリー鉱石 104中に含まれる-ッケ ル、コバルトの浸出時間を短縮することができる。あわせて、ニッケル、コバルトの浸 出率を上昇させることができる。また、 100°C以下の温度でスラリー鉱石 104に含まれ るニッケル、コバルトを浸出することにより、水の沸点以下の温度でニッケル、コノ レト の浸出を行うことができる。そのため、ニッケル、コバルトの浸出に用いる装置の浸出 容器を加圧しなくてよい。したがって、設備コストの上昇を抑制することができる。
[0037] なお、浸出温度は 90°C以上とした力 たとえば 70°C以上の範囲で適宜温度を選択 してもよい。また、 100°C超過のもとでスラリー鉱石 104中のニッケル、コバルトを浸出 させてもよい。また、常圧以外の圧力条件のもとで、スラリー鉱石 104中のニッケル、 コバルトを浸出させてもよい。
[0038] 硫酸添加量は、酸化鉱石 102の使用量に対して、 0. 5倍量一 0. 8倍量とすること ができる。硫酸を 0. 5倍量以上添加することにより、ニッケル、コバルトの浸出を十分 に行うことができる。また、硫酸の添加量が 0. 8倍量付近において、ニッケル、コバル トの浸出率が平衡状態となる。このため、硫酸の添加量を 0. 8倍量以下とすることに より、過剰な硫酸 (フリー硫酸)の発生量を抑制することができる。したがって、酸ィ匕鉱 石からのニッケル、コバルトの浸出率を維持しつつ、ニッケル、コバルトの回収コスト の上昇を抑制することができる。 [0039] また、工程 bにお ヽて、分級工程にぉ ヽて分級したアンダーサイズの鉱石を使用す る理由は以下のとおりである。すなわち、アンダーサイズの鉱石は、オーバーサイズ 鉱石の粉砕品 103に比べて、酸化鉱石中のニッケル、コノ レトが浸出されにくい。ま た、オーバーサイズ鉱石の粉砕品 103は、アンダーサイズの鉱石と比較して、マグネ シゥムの含有率が高いため、浸出に用いるフリー硫酸を消費してしまう可能性がある 。そのため、まず過剰な硫酸を用いることにより、酸化鉱石中のニッケル、コバルトを、 より多く浸出させることによって、ニッケル、コバルトの回収率の向上を図るためである
[0040] 工程 aで、用水 107に河川水、地下水を使用する場合は、工程 bにおいて、たとえ ば、硫酸ナトリウムや塩ィ匕ナトリウムなどのようなナトリウム塩 106をカ卩える。これにより 、ナトリウム塩 106によるナトリウムの添カ卩量は、酸化鉱石 102の使用量に対して、 0. 01倍量一 0. 05倍量程度とすることができる。一方、用水 107に海水を使用する場 合は、海水中にナトリウムが lOgZl程度含有されているため、ナトリウム塩を改めてカロ えなくてもよい。そのため、酸化鉱石からのニッケル、コバルトの浸出率を維持しつつ 、ニッケル、コバルトの回収コストの上昇をさらに抑制することができる。
[0041] ここで、ナトリウム添加量力 0. 01倍量以上であることにより、酸化鉱石から浸出さ れた鉄が、硫酸浸出液 108中の硫酸ナトリウムと反応することにより、硫酸浸出液 10 8中の鉄の濃度を減少させることができる。
[0042] ナトリウムにより、硫酸浸出液中の鉄の濃度を制御する理由は下記化学反応式（1) 一 (3)〖こよるものと考えられる。
[0043] FeO (OH) · (酸化鉱石） + 3/2H SO = l/2Fe (SO ) · (液） + 2H O (1)
2 4 2 4 3 2
[0044] Fe (SO ) · (液） + lZ3Na SO +4H 0 = 2/3NaFe (SO ) (OH) · (固体）
2 4 3 2 4 2 3 4 2 6
+ 2H SO (2)
2 4
[0045] Fe (SO ) ' (液） + 2/3NaCl + 4H 0 = 2/3NaFe (SO ) (OH) ' (固体） + 2
2 4 3 2 3 4 2 6
/3HC1+ 5/3H SO (3)
2 4
[0046] すなわち、酸化鉱石中の鉄は過剰な硫酸により浸出されるが、硫酸浸出液中のナト リウムとィ匕合することによりナトロジャロサイトが生成され、浸出された鉄の一部が沈殿 する。そのため、酸ィ匕鉱石力も浸出された鉄が浸出液中に含まれることによって、次 工程である反応工程に持ち込まれる量の増加を抑制することができる。ゆえに、反応 工程において、ナトロジャロサイトとして十分に沈殿除去させることができる。したがつ て、反応工程の次工程である中和工程において、中和液中の鉄を沈殿させるコスト の上昇を抑制することができる。この結果、酸化鉱石からニッケル、コバルトを回収す るコストの上昇を抑制することができる。
[0047] また、ナトリウム添カ卩量力 0. 05倍量付近において、ナトロジャロサイトの生成率お よび沈殿率が平衡状態となる。このため、ナトリウムの添加量を 0. 05倍量以下とする ことにより、過剰なナトリウムの添加を抑制することができる。したがって、酸化鉱石か ら、ニッケル、コバルトを回収するコストの上昇を抑制することができる。
[0048] 浸出時間は、 1時間以上 10時間以下とすることができ、また、 3時間以上 6時間以 下とすることができる。ここで、浸出工程に必要な設備は、たとえば、一般的に使用さ れているような攪拌機付の容器などで十分であり、その材質も、たとえば、ステンレス あるいは鋼材にゴムライニングしたものなどが用いられる。そのため、高温高圧による 加圧浸出で使用する、たとえば、チタンライニングのオートクレープのような高価な設 備を用いることなぐ酸ィ匕鉱石 102からニッケル、コバルトを浸出させることができる。 したがって、ニッケル、コバルトの回収に要するコストの上昇を抑制することができる。
[0049] X : 反応工程
工程 bで得られた硫酸浸出液 108および浸出残渣 109と、工程 aで得られたオーバ 一サイズ鉱石の粉砕品 103とを、たとえば、大気圧のもとで、 90°C以上 100°C以下の 温度で、後述する式 (4)一（7)に基づいて反応させる。後述する反応式に基づき、二 ッケル、コバルト、マグネシウムおよび少量の鉄を含む反応液 110と反応残渣 111と が得られる。
[0050] 粉砕品 103の添加方法は、そのまま固体でカ卩えてもよいし、用水を用いてスラリーと してカ卩えてもよい。本工程の用水は、河川水、地下水または海水のいずれを使用し てもよい。また、これらの用水に硫酸ナトリウム、塩ィ匕ナトリウムのようなナトリウム塩 10 6を加えて使用しても良い。
[0051] ここで、反応温度が 90°C以上であることにより、粉砕品 103に含有されるニッケル、 コバルトの浸出率を向上させることができる。また、工程 bで浸出させた鉄をナトロジャ 口サイトとして沈殿除去する効率を向上させることができる。また、 100°C以下の温度 で反応させることにより、水の沸点以下の温度で、後述する化学式に基づく反応をさ せることができる。このため、上記反応に用いる装置の反応容器を加圧しなくてもよい 。したがって、設備コストの上昇を抑制することができる。
[0052] ここで、浸出温度が 90°C未満または 100°C超過のもとで後述する化学式に基づく 反応をさせてもよい。また、大気圧以外の圧力条件のもとで、後述する化学式に基づ く反応をさせてもよい。
[0053] 本実施形態においては、工程 bにおける硫酸浸出液 108の鉄濃度は 30gZl— 90 g/1であり、フリー硫酸は 30g/l以上含有されているが、フリー硫酸と粉砕品 103に 含まれるマグネシウムとが反応することにより、反応前の硫酸浸出液 108と比較して、 鉄濃度は 1Z10以下、フリー硫酸も 1Z3以下に低下する。
[0054] この理由は、以下の化学反応式 (4)一 (7)によるものと考えられる。
[0055] H SO (フリー硫酸） +MgO (酸化鉱石） =MgSO (液） +H O (4)
2 4 4 2
[0056] Fe (SO ) · (液） + lZ3Na SO +4H 0 = 2/3NaFe (SO ) (OH) ' (固体）
2 4 3 2 4 2 3 4 2 6
+ 2H SO (5)
2 4
[0057] Fe (SO ) · (液） + 2/3NaCl + 4H 0 = 2/3NaFe (SO ) (OH) · (固体） + 2
2 4 3 2 3 4 2 6
/3HC1+ 5/3H SO (6)
2 4
[0058] Fe (SO ) · (液) +4H O
2 4 3 2
= 2FeO (OH) · (固体） + 3H SO (7)
2 4
[0059] すなわち、式 (4)によって、硫酸浸出液 108中のフリー硫酸と粉砕品 103に含まれ るマグネシウムとが反応し、フリー硫酸の量が減少することによって、液中の pHが上 昇する。このため、液中の pHの上昇にともない、式（5)—（7)により、ナトロジャロサイ トとゲ一サイトが生成し、鉄が沈殿する。
[0060] ここで、酸ィ匕鉱石 102に鉄とマグネシウムが含まれていることにより、より効率良く上 記反応を起こさせることができる。たとえば、マグネシウム Z鉄の成分比が 0. 125以 上においては、酸ィ匕鉱石 102に含有される鉄の量が比較的少ないため、式（1)によ り、浸出工程において酸ィ匕鉱石力も浸出される鉄の量が比較的少なくなる。そのため 、反応液中の鉄濃度も低くさせることができる。また、酸化鉱石 102に含有されるマグ ネシゥムの量が比較的多いため、硫酸浸出液 108から反応工程に持ち込まれるフリ 一硫酸と反応するマグネシウムの量が比較的多くなる。このため、式 (4)の反応により 、マグネシウムを用いて、硫酸浸出液 108中のフリー硫酸を十分に消費することがで きる。
[0061] 上述したように、酸ィ匕鉱石 102中に鉄とマグネシウムが含有されることにより、式（5) 一（7)による鉄の沈殿を十分に行うことができ、反応液 110中に残存する鉄の濃度を 減少させることができる。このため、反応液 110中に残存し、中和工程に持ち込まれ る鉄の量が減少する。したがって、中和工程において、鉄を沈殿させるために要する コストの上昇を抑制することができる。この結果、ニッケル、コバルトの回収に要するコ ストの上昇を抑制することができる。
[0062] なお、マグネシウム Z鉄の成分比には上限はなぐたとえば、 0. 75以上であっても 問題ない。なお、本実施形態において使用する酸化鉱石 102は、鉄を 20重量％— 5 0重量％、マグネシウムを 2. 5重量％—15重量％含有するリモナイト鉱石であること から、マグネシウム Z鉄の成分比は 0. 75以上とはならない。
[0063] また、工程 cでオーバーサイズの粉砕品 103を使用する理由は、オーバーサイズの 粉砕品 103は、アンダーサイズよりもマグネシウムの含有量が高いため、式 (4)一（7) の反応が、より効果的に進む力もである。反応時間は、 3時間以上 10時間以下とする ことができ、また、 4時間以上 6時間以下とすることができ、分級前の酸化鉱石を用い た場合よりも短い時間で式 (4)一（7)の反応を終了させることができる。ここで、ォー バーサイズの粉砕品 103には、ニッケル、コバルトが含有されているので、フリー硫酸 をマグネシウムと反応させて pHを調整しつつ、粉砕品 103中のニッケル、コバルトを 浸出することによって、ニッケル、コバルトの回収率の更なる向上を図ることができる。 したがって、ニッケル、コバルトの回収に要するコストの上昇を抑制しつつ、ニッケル、 コバルトの回収率の更なる向上を図ることができる。
[0064] ここで、反応に必要な設備は、たとえば、一般的に使用されているような攪拌機付 の容器などで十分であり、その材質も、たとえば、ステンレスあるいは鋼材にゴムライ ユングしたものなどで十分である。そのため、高温高圧による反応で使用する、たとえ ば、チタンライニングのオートクレープのような高価な設備を用いることなぐ本工程の 反応をさせることができる。したがって、ニッケル、コバルトの回収に要するコストの上 昇を抑制することができる。
[0065] さらに、本工程で、オーバーサイズの粉砕品 103と同時に、中和工程で使用するフ エロニッケルスラグのうち、比較的ニッケル含有率の高いものを同時に使用してもよい 。この場合、反応時の最終 pHは 3未満となる範囲で用いることができる。 pHが 3未満 であることにより、液中にフリー硫酸が存在することによって、酸化鉱石からの-ッケ ルの浸出効率低下を抑制することができるからである。
[0066] 工程 d:中和工程
工程 cで得られた反応液 110と反応残渣 111と中和剤 112を使用して、 pHを 2以上 6以下とすることができ、また、 pHを 3以上 5以下の範囲で中和反応させることができ る。このことにより、鉄濃度が lg/1以下であるニッケル、コバルト、マグネシウムを含 む中和液 113と中和残渣 114とが得られる。ここで、 pHが 2以上であることにより、鉄 の沈殿を十分にすることができ、 pHが 6以下であることにより、ニッケル、コバルトの共 沈を抑制しつつ、鉄のほとんどが沈殿除去される。したがって、ニッケル、コバルトの 回収率を向上させることができる。
[0067] ここで、本工程における圧力には特に制限はなぐたとえば、大気圧のもとで、反応 液 110と反応残渣 111と中和剤 112を使用して中和反応をさせてもょ 、し、大気圧 以外の圧力条件のもとで中和反応をさせることもできる。
[0068] 中和剤 112としては、一般的によく使用されている、アルカリ金属の水酸化物である 水酸ィ匕ナトリウムなど、アルカリ金属の炭酸ィ匕物である炭酸ナトリウムなど、アルカリ土 類金属の水酸ィ匕物である水酸ィ匕カルシウム、水酸ィ匕マグネシウムなど、アルカリ土類 金属の酸ィ匕物である酸ィ匕カルシウム、酸ィ匕マグネシウムなど、アルカリ土類金属の炭 酸化物である炭酸カルシウム、炭酸マグネシウムなどを使用することができる。また、 表 1に示すような成分のフエ口ニッケルスラグを使用することもできる。また、上記した 中和剤を、 1種類で用いてもよいし、 2種類以上を混合して用いてもよい。
[0069] ここで、フエ口ニッケルスラグとは、ニッケルが 2重量％以上含有されているマグネシ ゥムを含む鉱石を用いて、乾式製鍊法によりフエ口ニッケルを製造する際に発生する マグネシウムを含むスラグのことをさす。乾式製鍊法におけるフエ口ニッケルスラグの 発生量は、ニッケル 1に対して、 30— 35倍量程度になる力 有効利用されているの はその一部である。
[0070] 中和剤 112として、たとえば、マグネシウムを含むフエ口ニッケルスラグを用いること により、フエ口ニッケルスラグに含まれるマグネシウムを中和剤として有効利用すること ができつつ、反応液 110と反応残渣 111とを中和することができる。したがって、資源 を有効活用するとともに、ニッケル、コバルトの回収コストの上昇を抑制することができ る。
[0071] また、中和剤 112としては、反応液 110と反応残渣 111を中和させることができれば 、フエ口ニッケルスラグ以外の、たとえば、水酸化カルシウム、水酸化マグネシウム、酸 化カルシウム、酸化マグネシウム、炭酸カルシウム、炭酸マグネシウムなどを用いても よい。
[0072] TMe: 固液分離工程
工程 dで得られた中和液 113と中和残渣 114は、凝集剤 115が添加されることによ り分離される。凝集剤 115としては、たとえば、高分子凝集剤などが用いられる。この 固液分離には、一般的に行われているシックナー方式が採用され、 6段以上のシック ナ一による向流洗浄方式を用いることができる。これにより、中和液中のニッケル、コ バルトが、 99重量％以上の高歩留まりで、かつ、鉄濃度が lgZl以下と鉄含有量の 少ない、ニッケル、コノ レト、マグネシウムを含む中和液 113と中和残渣 114とに容易 に、効率よく固液分離される。
[0073] ここで、凝集剤 115は、高分子凝集剤以外であっても、中和液 113と中和残渣 114 とに分離させることができる凝集剤であればよい。
[0074] また、 6段以上のシックナ一による向流洗浄方式以外の、他の固液分離装置を用い て、中和液 113と中和残渣 114とに固液分離してもよい。
[0075] このようにして得られた中和液 113から、ニッケルとコバルトを回収する方法としては 、中和液 113に、たとえば、特開平 6— 81050号公報に記載された、水硫化ソーダ、 硫ィ匕ソーダ、硫ィ匕アンモン、硫ィ匕水素などを添カ卩して、ニッケルとコバルトの混合硫 化物として沈殿回収する方法や、特開平 12-234130号公報に記載された水酸ィ匕 物、酸ィ匕物および炭酸ィ匕物をカ卩えてニッケルとコバルトの混合水酸ィ匕物ある 、は混 合炭酸ィ匕物として沈殿回収する方法などが用いられる。
[0076] 以上述べたプロセスにより、ニッケル、コバルトおよび鉄を含む酸化鉱石から-ッケ ルおよびコバルトが効率良く回収される。
[0077] 以上、発明の好適な実施の形態を説明した。しかし、本発明は上述の実施の形態 に限定されず、当業者が本発明の範囲内で上述の実施形態を変形可能なことはも ちろんである。
[0078] たとえば、本実施形態においては、ニッケル、コバルトおよび鉄を含む酸化鉱石 10 2を分級する工程 aを設ける形態について説明したが、この工程を省略してもよい。
[0079] また、本実施形態においては、工程 aにより分級したオーバーサイズのマグネシウム を含む酸化鉱石を用いて、工程 cにより pH調整を行う形態について説明したが、たと えば、ニッケルの含有率が 1重量％以下、マグネシウムの含有率が 15重量％以上で あって、通常はニッケル、コバルトの回収に用いられない、比較的ニッケル品位が低 ぐマグネシウム品位が高い酸ィ匕鉱石などを用いてもよい。なお、こういった酸化鉱石 は、たとえば、ニッケル、コバルト鉱山の深い層などに存在することが多ぐ鉄の含有 率が比較的低いという特徴を有する。したがって、上記酸ィ匕鉱石を工程 cに用いるこ とにより、ニッケル、コバルトを硫酸液中に浸出させつつ、マグネシウムで pH調整を 行い、鉄の浸出量が増大するのを抑制することができる。この結果、ニッケル、コバル トの回収率の減少を抑制しつつ、ニッケル、コバルトの回収コストの低減を図ることが できる。また、酸ィ匕鉱石以外であってもマグネシウムを含むものを用いてもよい。
[0080] また、上記実施形態にお!、ては、ニッケル、コバルトおよび鉄を含む酸化鉱石 102 力 ニッケルおよびコバルトを回収する形態について説明した力 ニッケルと鉄とを含 む酸ィ匕鉱石カゝらニッケルを回収してもよ 、し、コバルトと鉄とを含む酸化鉱石からコバ ルトを回収してもよい。
[0081] また、工程 cにより pH調整を行う際に、工程 aにより分級したオーバーサイズのマグ ネシゥムを含む酸化鉱石とともに、上記ニッケル品位が低ぐマグネシウム品位が高 い酸ィ匕鉱石を用いてもよい。
[0082] また、工程 cにより pH調整を行う際に、工程 aにより分級したオーバーサイズのマグ ネシゥムを含む酸化鉱石とともに、酸ィ匕鉱石以外のマグネシウムを含むものを用いて ちょい。
[0083] また、工程 cにより pH調整を行う際に、上記ニッケル品位が低ぐマグネシウム品位 が高 、酸化鉱石を用いるとともに、酸ィ匕鉱石以外のマグネシウムを含むものを用いて ちょい。
[0084] また、工程 cにより pH調整を行う際に、工程 aにより分級したオーバーサイズのマグ ネシゥムを含む酸化鉱石と、上記ニッケル品位が低ぐマグネシウム品位が高い酸ィ匕 鉱石と、酸ィ匕鉱石以外のマグネシウムを含むものを合わせて用いてもょ 、。
[0085] また、工程 bまたは工程 cにおいて、鉄や亜硫酸ナトリウムなどの還元剤を用いること によって、ニッケル、コバルトの浸出率をさらに向上させてもよい。
[0086] ここで、還元剤としては、たとえば、鉄粉、亜硫酸ナトリウム、ある 、はこれらを混合し たものなどが用いられる。鉄粉を用いる場合は、酸化鉱石 102の使用量に対して 0. 1重量％以上 1重量％以下、特に 0. 2重量％以上 0. 5重量％以下の範囲で添加す ることができる。ここで、鉄粉の粒径としては、直径 lmm程度のものを用いることがで き、また、表面が酸ィ匕していないものを用いることができる。また、亜硫酸ナトリウムを 使用する場合は、酸化鉱石 102の使用量に対して 1重量％以上 10重量％以下、特 に 5重量％以上 8重量％以下の範囲とすることができる。
[0087] 還元剤を上記範囲で添加することにより、還元剤の効果を十分に発揮することが可 能となり、他工程における鉄濃度の制御などとの相乗効果により、ニッケル、コバルト の浸出率、特にコバルトの浸出率を効率的にさらに向上させることができる。したがつ て、鉄を除去するコストの低減を図りつつ、ニッケル、コバルトの回収率の更なる向上 を図ることができる。
[0088] 還元剤を加えることにより、ニッケル、コバルトの浸出率、特にコバルトの浸出率の 向上に効果がある理由は、以下のように考えられる。
[0089] すなわち、酸化鉱石 102中のコバルトは 2価の酸化物（CoO)と 3価の酸化物（Co
2 o )の形態で存在し、その存在比率は鉱石の産地によって異なっていると推定される
3
。このようなコバルトと酸素との結合状態は、 Co Oのほうが CoOより強く安定であり、
2 3
硫酸 105によって、スラリー鉱石 104に含有される 3価のコノ レト酸ィ匕物におけるコバ ルトと酸素との結合を壊すことは容易ではない。そこで、硫酸 105に加えて還元剤を 添加することにより、 3価のコバルト酸ィ匕物におけるコバルトと酸素の結合力を弱め、 コバルトの価数が 3価から 2価に還元され、硫酸 105によるコバルトの浸出がより容易 となったこと〖こよるものと推測される。
(実施例）
[0090] 以下本発明を実験例により具体的に説明する。また、以下の表 2—表 5における酸 化鉱石の各成分は、酸化鉱石の重量を基準として、各成分を重量％で表した。
[0091] 表 2— 5に各実験例の条件と結果を示す。
[0092] (表 2)
表 酸化鉱石成分（重量 鉱石分級比率（重量^ ナトリウム塩添加 硫酸量 し 中和 実験 No 使用水
Ni Co Fe Mg Mg/Fe ― 2mm + 2mm 使用物 量/ 1£石量 鉱石量 反応 使用物 p H
A-1 1.87 0.111 23.4 11.7 0.50 72 28 海水 無し 0 0.73 95 95 FeNiスラグ 2.5
A-2 1.74 0.107 27.1 10.5 0.39 67 33 海水 無し 0 0.73 95 95 CaC03 2.5
A-3 1.74 0.107 27.1 10.5 0.39 67 33 海水 無し 0 0.68 95 95 Ca(OH)2 2.5
A-4 1.74 0.107 27.1 10.5 0.39 67 33 河川水 Na2S04 0.025 0.73 95 95 CaC03 2.5
A-5 174 0.107 27.1 10.5 0.39 67 33 河川水 NaCI 0025 0-73 95 95 Mg(0H)2 30
A-6 1.63 0.123 31.1 3.7 0.23 74 26 海水 無し 0 0-73 95 95 MgC03 30
A-7 1.63 0.123 31.1 3.7 0.23 74 26 海水 無し 0 068 95 95 MgO 30
A-8 1.63 0.125 33.4 7.8 0.23 76 24 海水 無し 0 0.73 95 95 CaC03 3.0
A - 9 1.63 0.125 33.4 7.8 0.23 76 24 海水 無し 0 0.63 95 95 NaOH 3.0
A-10 1.63 0.125 33.4 7.3 0.23 76 24 河川水 Na2S04 004 0-73 95 95 30
B-1 1.45 0.149 43.0 3-9 0.09 86 14 海水 無し 0 0-73 95 95 CaC03 30
B-2 174 0.107 27.1 10.5 0.39 分級せず 河川水 Na2S04 0025 0-73 95 実施せず CaC03 30
B-3 1.63 0.125 33.4 7.8 0.23 分級せず 海水 無し 0 0.73 95 実施せず CaC<¾ 3.0
B-4 1.63 0.125 33.4 7.8 0.23 76 24 海水 無し 0 0.45 95 95 CaC03 3.0
B-5 1.63 0.125 33.4 7.8 0.23 76 24 海水 無し 0 1.00 95 95 CaC03 3.0 比較例 1.63 0.125 33.4 7.3 0.23 76 24 河川水 無し 0 0-73 95 95 CaC03 30
〇 o 表 常圧浸出率（重量 常圧液 中和剤量 中和液 （g/l) 実験 No
Ni Co Fe Mg Fe (g/l) 濃度比 フリー 酸 (g 鉱 Νί Co Fe Mg (^) 〔〕00944
A-1 90.1 83.2 0.6 86.6 0.31 0.05 9 0.09 6.25 0.39 0.18 4473
A -2 91.1 82.5 1.3 89.8 0.75 0.11 18 0.02 7.03 0.38 0.28 42.07
A-3 87.9 70.3 0.5 87.2 0.27 0.04 14 0.01 6.40 0.36 0.23 40.55
A - 4 90.9 76.2 3.2 33.7 1.61 0.24 25 0.04 7.21 0.43 0.29 44.83
A-5 91.2 70.9 5.5 93.1 5.52 0.90 23 0.07 5.37 0.41 0.29 31.89
A - 6 91.0 78.0 4.9 94.3 2.60 0.42 25 0.06 5.52 0.36 0.19 33.40
A-7 86.9 75.9 0.9 89.2 0.54 0.09 20 0.02 5.60 0.35 0.07 36.34
A -8 91.6 78.3 7.6 92.4 6.75 1.19 30 0.09 5.52 0.36 0.27 29.10
A-9 34.3 67.3 1.6 33.3 1.52 0.27 15 0.04 5.13 0.33 0.05 29.32
A-10 91.9 71.5 4.3 94.5 4.45 075 32 0.03 5.24 0.36 0.12 30.73
B-1 72.6 63.3 23.6 92.1 44.57 11.63 73 0.45 4.03 0.37 0.49 13.06
B-2 81.3 61.6 18.2 93.3 15.04 3.31 46 0.16 4.98 0.27 0.10 33.29
B-3 85.1 62.7 17.4 92.2 17.68 2.63 43 0.15 5.15 0.38 0.19 30.21
B-4 64.3 50.4 0.2 76.9 0.21 0.04 6 0.01 4.50 0.30 0.05 27.93
B-5 91.3 30.2 467 95.3 47.54 3.29 45 0.44 4.05 1.44 0.19 23.79 比較例 30.6 59.4 40.2 86.2 40.33 7.57 20 0.32 4.62 0.29 0.47 25.66
表 4
Figure imgf000020_0001
酸化鉱石成分（重量 鉱石分級比率 (重量 ナトリウム添加 還元剤 硫酸量 /皿 (し) 実験 No 酸化鉱石 使用水
Ni Co Fe Mg ― 2 rnm + mm 使用物 石 使用物 使用工程 還元剤 / 石量 IE石量 出 fe.il
〇- 1 C 1.65 0.077 25.4 10.8 64 35 海水 無し 0 鉄粉 吊11 Ji 'dj 0.003 0.73 95 95
〇- 2 C 1.65 0.077 25.4 10.8 64 35 海水 無し 0 亜硫酸 Na 吊11 Ji 'dj 0.05 0.73 95 95
〇- 3 c 1 65 0077 25 4 10 8 64 36 河川水 Na2S〇4 0.025 跌粉 吊， 0.005 0.73 95 95
C-4 c 1 65 0077 25 4 10 8 64 36 河川水 0.025 亜硫酸 Na 常比反応 0.08 0.73 95 95
〇- 5 c 1.65 0.077 25.4 10.8 64 35 海水 無し 0 鉄粉 常圧反応 0.005 0.73 95 95
D-1 D 1.71 0.235 22.7 1 1 .1 61 39 海水 無し 0 鉄粉 吊11 Ji 'dj 0.003 0.73 95 95
D-2 D 1フ 1 0235 22 7 1 1 1 61 39 海水 無し 0 亜硫酸 Na 吊， 0.05 0.73 95 95
D-3 D 1フ 1 0235 22 7 1 1 1 61 39 河川水 Na2S〇4 0.025 跌粉 吊， 0.005 0.73 95 95
D-4 D 1.71 0.235 22.7 1 1 .1 61 39 河川水 0.025 亜硫酸 Na 常圧反応 0.08 0.73 95 95
D-5 D 1.71 0.235 22.7 1 1 .1 61 39 海水 無し 0 鉄粉 常圧反応 0.005 0.73 95 95
Figure imgf000021_0001
[0096] (A— 1)
本実験 f列【こお ヽて ίま、 Ni: l. 87%, Co : 0. 111%, Fe : 23. 4%, Mg : l l. 7% の成分を含有し、 MgZFe比： 0. 5の酸化鉱石を使用した。この酸化鉱石を 2mmの 振るいで分級し、 72重量％の 2mm酸化鉱石と 28重量％の + 2mm酸化鉱石を得 た。 + 2mm酸化鉱石は、粉砕し全量 2mmとした。—2mm酸化鉱石は海水を加え ることにより、 28重量％濃度のスラリー鉱石とし、 98重量％濃度の硫酸を分級前の全 酸化鉱石量に対して 0. 73倍量加え、 95°Cの温度、大気圧のもとで 6時間攪拌し浸 出した。
[0097] このようにして得られた硫酸浸出液および浸出残渣に、 + 2mm酸化鉱石の粉砕品 に海水をカ卩えることにより 40重量％濃度のスラリー鉱石とした酸ィ匕鉱石を加え、 95°C の温度、大気圧のもとで 6時間攪拌し反応した。この常圧反応後の浸出率を調べたと ころ、 Ni:90.1%、 Co:83.2%、 Fe:0.6%、 Mg:86.6%であり、また常圧反応液 の Fe濃度: 0.31gZl、 FeZNi濃度比： 0.05、フリー硫酸量： 9gZlであり、ニッケル 、コバルトの浸出率向上と同時に、鉄の浸出率の制御が達成された。
[0098] このようにして得られた反応液および反応残渣に、中和剤として Ni:0.05%、 Fe:
5.5%、Mg:20.4%の Fe/Niスラグ（フエ口-ッケルスラグ）を pHが 2.5となるまで 攪拌しながら加え、中和反応を実施した。このとき使用した中和剤量は全酸化鉱石 量に対して 0.09倍量であった。
[0099] 次に、中和液および中和残渣に高分子凝集剤を加え、中和残渣を凝集させ自然 沈降させた後、中和液と中和残渣とに固液分離した。中和液中の濃度は、 Ni:6.25 g/l、 Co:0.39g/l、Fe:0.18g/l、 Mg:44.73g/lであった。
[0100] (A— 2)
Ni:l.74%、Co:0.107%, Fe:27. l%、Mg:10.5%の成分を含有し、 Mg/ Fe比： 0.39の酸化鉱石を 2mmの振るいで分級したものを使用し、中和剤として Ca Coを使用した以外は、 A-lと同じ条件で実施した。
3
[0101] (A-3)
硫酸量を全酸化鉱石量に対して 0.68倍量使用し、中和剤に Ca(OH) を使用した
2 以外は、 A— 2と同じ条件で実施した。
[0102] (A-4)
用水に河川水、ナトリウム塩として Na SOを使用し、このナトリウム量が全酸化鉱石
2 4
量に対して 0.025倍量となるように加えた以外は、 A— 2と同じ条件で実施した。
[0103] (A-5)
用水に河川水、ナトリウム塩として NaClを使用し、この Na量が全酸化鉱石量に対し て 0.025倍量となるようにカロえ、中和剤として Mg(OH) を使用して、中和 pH:3.0
2
とした以外は、 A— 2と同じ条件で実施した。
[0104] (A-6)
Ni:l.68%、Co:0.123%、Fe:31. l%、Mg:8.7%の成分を含有し、 Mg/F e比： 0.28の酸化鉱石を 2mmの振る!/、で分級して得られた 74重量％の 2mm酸化 鉱石と 26重量％の + 2mm酸化鉱石を使用し、中和剤として MgCOを使用して pH を 3. 0とした以外は、 A— 1と同じ条件で実施した。
[0105] (A-7)
硫酸量が全酸化鉱石に対して 0. 68倍量使用し、中和剤に MgOを使用した以外 には、 A— 6と同じ条件で実施した。
[0106] (A-8)
Ni: l. 63%、 Co : 0. 125%、 Fe : 33. 4%、 Mg : 7. 8%の成分を含有し、 Mg/F e比： 0. 23の酸化鉱石を 2mmの振る!/、で分級して得られた 76重量％の 2mm酸化 鉱石と 24重量％の + 2mm酸化鉱石を使用し、中和剤として CaCOを使用して pH
3
を 3. 0とした以外は、 A— 1と同じ条件で実施した。
[0107] (A-9)
硫酸量を全酸化鉱石に対して 0. 63倍量使用し、中和剤に NaOHを使用した以外 には、 A— 8と同じ条件で実施した。
[0108] (A-10)
用水に河川水、ナトリウム塩として Na SOを使用し、このナトリウム塩が全酸ィ匕鉱石
2 4
量に対して 0. 04倍量となるように加え、中和剤として Na COを使用した以外は、 A
2 3
8と同じ条件で実施した。
[0109] 以上、実験 No. A— 1一 A— 10において、ニッケル、コバルトの浸出率向上と、鉄の 浸出率の制御が達成され、鉄含有量の少な!/ヽ硫酸ニッケル溶液と硫酸コバルト溶液 が得られた。それにより、少ない中和剤の使用量により鉄の除去が可能となった。
[0110] (B-1)
本実験例は、 Ni: l. 45%、 Co : 0. 149%、 Fe :43%、 Mg: 3. 9%の成分を含有し 、 MgZFe比： 0. 09の酸化鉱石を使用し、この酸ィ匕鉱石を 2mmの振るいで分級し て得られた 86重量％の 2mm酸化鉱石と 14重量％の + 2mm酸化鉱石とを用い、 中和剤として CaCOを使用して pHを 3. 0とした以外は A— 1と同じ条件で実施した。
3
酸ィ匕鉱石の MgZFeの成分比が 0. 09と低い場合、ニッケル浸出率は低くなり、鉄の 浸出率は高くなる。常圧液の鉄濃度およびフリー硫酸量も高くなり、中和剤使用量も 多くなる。
[0111] (B-2) 2mmの振るいによる分級を実施せず、反応工程を実施せず、中和液の pHが 3. 0 としたこと以外は A— 4と同じ条件で実施した。酸化鉱石の振るいを実施せず、すべて の鉱石を一度に硫酸により浸出した場合、すなわち、分級工程を実施しない場合に は、ニッケルの浸出率が低くなり、鉄の浸出率が高くなる。常圧液の鉄濃度が高ぐフ リー硫酸量が高くなり、中和剤使用量も多くなる。
[0112] (B-3)
2mmの振るいによる分級を実施せず、反応工程を実施しなカゝつたこと以外は A— 8 と同じ条件で実施した。酸化鉱石の振るいを実施せず、すべての鉱石を一度に硫酸 により浸出した場合、すなわち、反応工程を実施しない場合、ニッケルの浸出率が低 くなり、鉄の浸出率が高くなる。常圧液の鉄濃度およびフリー硫酸量が高くなり、中和 剤使用量も多くなる。
[0113] (B-4)
硫酸の使用量を分級前の全酸化鉱石量に対して 0. 45倍量とした以外は A - 8と同 じ条件で実施した。硫酸使用量として、硫酸量 Z酸化鉱石量の比率が 0. 45と低い 場合、ニッケルとコバルトの浸出率が低くなる。
[0114] (B-5)
硫酸の使用量を分級前の全酸化鉱石量に対して 1. 00倍量とした以外は A - 8と同 じ条件で実施した。硫酸使用量として、硫酸量 Z酸化鉱石量の比率が 1. 00と多い 場合、鉄の浸出率が高くなり、常圧液の鉄濃度とフリー硫酸量も高くなり、中和剤の 使用量も多くなる。
[0115] (比較例）
本比較例は、用水として河川水を使用し、ナトリウム塩を添加しな力つた以外は、 A
—8と同じ条件で実施した。この場合、ニッケルの浸出率が低ぐ鉄の浸出率が高ぐ 常圧液の鉄濃度が高くなり、中和剤使用量も多くなる。
[0116] なお、浸出温度、反応温度を 60°Cにすると、ニッケル、コバルトの浸出率が他実験 例と比較して、若干低下する傾向がみられた。
[0117] C 1一 C 5においては、酸化鉱石 C (Ni: l. 65%、 Co : 0. 077%、 Fe : 25. 4%、
Mg : 10. 8%)を使用した。 [0118] D— 1一 D— 5においては、酸ィ匕鉱石 Cとは産地の鉱山が異なる酸ィ匕鉱石 D(Ni:l.
71%、Co:0.235%、Fe:22.7%、Mg:ll. 1%)を使用した。
[0119] (C-l)
酸化鉱石 Cを 2mmの振る!/、で分級し、 64重量％の 2mm酸化鉱石と 36重量％の + 2mm酸化鉱石を得た。 + 2mm酸化鉱石は、粉砕し全量 2mmとした。—2mm酸 化鉱石は海水により 28重量％濃度のスラリーとし、 98重量％濃度の硫酸を分級前の 全酸化鉱石量に対して 0.73倍量加え、鉄粉を全酸化鉱石量に対して 0.003倍量 加え， 95°Cの温度、大気圧のもとで 6時間攪拌し浸出した。
[0120] このようにして得られた硫酸浸出液と浸出残渣に、 + 2mm酸化鉱石の粉砕品を海 水により 40重量％濃度のスラリーとしてカ卩え、 95°Cの温度、大気圧のもとで 6時間攪 拌し反応させた。反応後の浸出率を調べたところ、 Ni:89%、 Co :80.2%、 Fe:6. 1%、 Mg:80.9%であり、また反応液の濃度は、 Ni:5.70gZl、 Co:0.27gZl、 F e:5.75gZl、 Mg:34.05gZlであり、ニッケル、コバルトともに浸出率は良好であつ た。
[0121] (C-2)
浸出工程に亜硫酸ナトリウムを全酸化鉱石に対して 0.05倍量加えた以外は C 1 と同じ酸化鉱石を使用し、同じ条件で実施した。
[0122] (C-3)
用水に河川水、ナトリウム塩として Na SOを全酸化鉱石に対して 0.025倍量カロえ
2 4
、浸出工程に鉄粉を全酸化鉱石に対して 0.005倍量加えた以外は、 C— 1と同じ酸 化鉱石を使用し、同じ条件で実施した。
[0123] (C-4)
用水に河川水、ナトリウム塩として NaClを全酸ィ匕鉱石に対して 0.025倍量カロえ、 反応工程に亜硫酸ナトリウムを全酸化鉱石に対して 0.08倍量加えた以外は、 C 1 と同じ酸化鉱石を使用し、同じ条件で実施した。
[0124] (C-5)
反応工程に鉄粉を全酸化鉱石量に対して 0.005倍量加えた以外は C 1と同じ酸 化鉱石を使用し、同じ条件で実施した。 [0125] 以上酸ィ匕鉱石 Cにおいて、鉄粉または亜硫酸ナトリウムをカ卩えることにより、 -ッケ ル、コバルトの浸出率において一層の改善が得られた。
[0126] (D-1)
酸化鉱石 Dを 2mmのふるいで分級し、 61重量％の 2mm酸化鉱石と 39重量％の + 2mm酸化鉱石を得た。 + 2mm酸化鉱石は、粉砕し全量 2mmとした。—2mm酸 化鉱石は海水により 28重量％濃度のスラリーとし、 98重量％濃度の硫酸を分級前の 全酸化鉱石量に対して 0. 73倍量加え、鉄粉を、全酸化鉱石量に対して 0. 003倍 量カロえ、 95°Cの温度、大気圧のもとで 6時間攪拌し浸出した。このようにして得られた 硫酸浸出液と浸出残渣に、 + 2mm酸ィ匕鉱石の粉砕品を海水により 40重量％濃度 のスラリーとしてカ卩え、 95°Cの温度、大気圧のもとで 6時間攪拌し反応した。
[0127] この反応後の浸出率を調べたところ、 Ni: 92. 2%、 Co : 87%、 Fe : 5. 6%、 Mg : 7 3. 8%であり、また反応液の濃度は、 Ni: 6. 15gZl、Co : 0. 8g/ Fe : 5. 53g/l 、 Mg : 32. 39gZlであり、ニッケル、コバルトともに浸出率が一層改善された。
[0128] (D-2)
浸出工程に亜硫酸ナトリウムを全酸化鉱石に対して 0. 05倍量加えた以外は D— 1 と同じ酸化鉱石を使用し、同じ条件で実施した。
[0129] (D-3)
用水に河川水、ナトリウム塩として Na SOを全酸化鉱石に対して 0. 025倍量カロえ
2 4
、浸出工程に鉄粉を全酸化鉱石に対して 0. 005倍量加えた以外は、 D-1と同じ酸 化鉱石を使用し、同じ条件で実施した。
[0130] (D-4)
用水に河川水、ナトリウム塩として NaClを全酸ィ匕鉱石に対して 0. 025倍量カロえ、 反応工程に亜硫酸ナトリウムを全酸化鉱石に対して 0. 08倍量加えた以外は、 D— 1 と同じ酸化鉱石を使用し、同じ条件で実施した。
[0131] (D-5)
反応工程に鉄粉を全酸化鉱石量に対して 0. 005倍量加えた以外は D— 1と同じ酸 化鉱石を使用し、同じ条件で実施した。
[0132] 以上、酸化鉱石 Cおよび酸化鉱石 Dにおいて、鉄粉または亜硫酸ナトリウムを加え ることにより、ニッケル、コバルトの浸出率を一層改善させることができた。

Claims

請求の範囲
[1] ニッケルまたはコノ レトと鉄とを含む酸ィ匕鉱石から、ニッケルまたはコバルトを回収 する方法であって、
硫酸とナトリウム塩とを使用して、前記酸化鉱石から、ニッケルまたはコバルトを浸出 し、ニッケルまたはコバルトを含む硫酸浸出溶液と、浸出残渣と、を得る浸出工程と、 前記浸出残渣を含む前記硫酸浸出溶液とマグネシウムとを反応させて pH調整し、 ニッケルまたはコバルトを含む反応液と、鉄を含む反応残渣と、を得る反応工程と、 前記反応残渣を含む前記反応液を、中和剤を使用して中和し、ニッケルまたはコ バルトを含む中和液と、鉄を含む中和残渣と、を得る中和工程と、
を含むことを特徴とする回収方法。
[2] 請求項 1に記載の回収方法において、
前記浸出工程の前に、
前記酸化鉱石を、小粒径酸化鉱石と、マグネシウムを含む大粒径酸化鉱石とに分 級する工程を含み、
前記浸出工程にお!、て、前記小粒径酸ィ匕鉱石力もニッケルまたはコノ レトを浸出 するとともに、
前記反応工程において、前記浸出残渣を含む前記硫酸浸出溶液と、前記大粒径 酸ィ匕鉱石に含有されるマグネシウムとを反応させて pH調整することを特徴とする回 収方法。
[3] 請求項 1または 2に記載の回収方法において、
前記中和工程の後に、前記中和液と前記中和残渣とを、凝集剤を使用し、シックナ 一を用いて固液分離し、前記中和液と前記中和残渣とを分離する工程を、さらに含 むことを特徴とする回収方法。
[4] 請求項 1乃至 3 、ずれかに記載の回収方法にお!、て、
前記浸出工程と、前記反応工程とを、ともに 90°C以上の温度下で行うことを特徴と する回収方法。
[5] 請求項 1乃至 4 、ずれかに記載の回収方法にお!、て、
前記浸出工程と、前記反応工程とを、ともに常圧下で行うことを特徴とする回収方 法。
[6] 請求項 1乃至 5 、ずれかに記載の回収方法にお!、て、
前記マグネシウムが、酸ィ匕鉱石中に含まれるマグネシウムであることを特徴とする回 収方法。
[7] 請求項 1乃至 6 、ずれかに記載の回収方法にお!、て、
前記ナトリウム塩力 海水中に含まれるナトリウム塩であることを特徴とする回収方法
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