EA009841B1 - Способ восстановления металлов из материала, содержащего оксиды неблагородных металлов - Google Patents

Способ восстановления металлов из материала, содержащего оксиды неблагородных металлов Download PDF

Info

Publication number
EA009841B1
EA009841B1 EA200501824A EA200501824A EA009841B1 EA 009841 B1 EA009841 B1 EA 009841B1 EA 200501824 A EA200501824 A EA 200501824A EA 200501824 A EA200501824 A EA 200501824A EA 009841 B1 EA009841 B1 EA 009841B1
Authority
EA
Eurasian Patent Office
Prior art keywords
chloride
metal
liquor
leach
iron
Prior art date
Application number
EA200501824A
Other languages
English (en)
Other versions
EA200501824A1 (ru
Inventor
Г. Брин Харрис
Ваикугтам И. Лакшманан
Рамамритхар Сридхар
Original Assignee
Ягуар Никель Инк.
Priority date (The priority date is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the date listed.)
Filing date
Publication date
Application filed by Ягуар Никель Инк. filed Critical Ягуар Никель Инк.
Publication of EA200501824A1 publication Critical patent/EA200501824A1/ru
Publication of EA009841B1 publication Critical patent/EA009841B1/ru

Links

Classifications

    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B3/00Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes
    • C22B3/20Treatment or purification of solutions, e.g. obtained by leaching
    • C22B3/44Treatment or purification of solutions, e.g. obtained by leaching by chemical processes
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B23/00Obtaining nickel or cobalt
    • C22B23/04Obtaining nickel or cobalt by wet processes
    • C22B23/0407Leaching processes
    • C22B23/0415Leaching processes with acids or salt solutions except ammonium salts solutions
    • C22B23/0423Halogenated acids or salts thereof
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B23/00Obtaining nickel or cobalt
    • C22B23/04Obtaining nickel or cobalt by wet processes
    • C22B23/0453Treatment or purification of solutions, e.g. obtained by leaching
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B23/00Obtaining nickel or cobalt
    • C22B23/04Obtaining nickel or cobalt by wet processes
    • C22B23/0453Treatment or purification of solutions, e.g. obtained by leaching
    • C22B23/0461Treatment or purification of solutions, e.g. obtained by leaching by chemical methods
    • YGENERAL TAGGING OF NEW TECHNOLOGICAL DEVELOPMENTS; GENERAL TAGGING OF CROSS-SECTIONAL TECHNOLOGIES SPANNING OVER SEVERAL SECTIONS OF THE IPC; TECHNICAL SUBJECTS COVERED BY FORMER USPC CROSS-REFERENCE ART COLLECTIONS [XRACs] AND DIGESTS
    • Y02TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
    • Y02PCLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
    • Y02P10/00Technologies related to metal processing
    • Y02P10/20Recycling

Landscapes

  • Chemical & Material Sciences (AREA)
  • Engineering & Computer Science (AREA)
  • Organic Chemistry (AREA)
  • Materials Engineering (AREA)
  • Mechanical Engineering (AREA)
  • Metallurgy (AREA)
  • Manufacturing & Machinery (AREA)
  • Chemical Kinetics & Catalysis (AREA)
  • General Chemical & Material Sciences (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

Раскрыт способ выщелачивания ценных металлов из оксидных материалов, таких как латеритовая никелевая руда, включающий стадию выщелачивания руды выщелачивателем, содержащим катионную соль (например, хлорид магния) и хлористо-водородную кислоту. Может быть добавлен окислитель или дополнительный хлорид металла (например, образующийся в результате операции выщелачивания). В одном из примеров осуществления изобретения способ включает в себя выделение ценного металла из руды, включающее стадии: выщелачивания руды выщелачивателем; отделения обогащенного ценным металлом щелока в ходе первого разделения жидкости и твердого вещества; окисления и нейтрализации обогащенного ценным металлом щелока, полученного таким способом; и отделение раствора хлорида магния от полученного таким способом щелока в ходе второго разделения жидкости и твердого вещества. В другом примере осуществления изобретения раствор выщелачивателя регенерируют из раствора хлорида магния. В следующем примере осуществления изобретения регенерация раствора выщелачивателя включает в себя стадию получения оксида магния из раствора хлорида магния.

Description

Настоящее изобретение относится к способу выщелачивания ценных металлов из окисных материалов. В конкретном аспекте окисным материалом является латеритовая никелевая руда. Соответственно, способ может быть использован для выделения никеля и кобальта (если он присутствует) из лимонитовой и сапролитовой руд. Способом выщелачивания можно также управлять с целью ингибирования выщелачивания магния или, альтернативно, с целью выщелачивания определенного количества магния.
Предшествующий уровень техники
В последние несколько лет большой интерес вызывает переработка латеритовых никелевых руд, основными примерами являются западно-австралийские проекты - проекты компании Мшата Векоитсек (ранее Апасопба №ске1) в Маррин-Маррине, компании Ргек!оп Векоигсек в Балонге, фабрика в Каусе (ныне принадлежащая компании ОМС) и проект компании ВНР ВШйоп' ВауепкШотре, совместно с проектом компании Сото в Новой Каледонии.
Во всех чисто гидрометаллургических способах, разработанных к настоящему времени, для промышленной переработки латеритовых никелевых руд использовались сульфатные среды, в соответствии с первым способом, разработанным и используемым с 1959 г. в Моа-Бей на Кубе, как описано в работе Са1к1еу апб Тотас (Ска1кеу М.Е. апб Тотас 1.Ь. Тке ас1б 1еаск ргосекк кот шске1 апб соЬа1! 1а1етйе. Рат! 1: Ве\зе\у ок оретабопк а! Моа («Способ кислотного выщелачивания никеля и кобальта из латеритовой руды. Часть 1: Обзор работы в Моа») в №ске1 СоЬа1! 97, Уо1ише 1, Нубготе!а11игду апб Вейшпд ок №ске1 апб СоЬа1!, I. М1кау1оу апб \У.С. Соорег, Ебйотк, Ртосеебшдк ок !ке 27 Аппиа1 Нубтоте!а11итду Меейпд ок С1М, С1М, Моп!геа1, Аидик! 1997, р. 341). При разработке этих способов была предпринята попытка оптимизации различными способами способов выщелачивания под высоким давлением, как описано в работе №кк апб Нау\тагб (У.Н. Ыекк апб Ы.Ь. Нау^атб, №ске1 Ьа!еп!е Ртосекктд: 8есопб Сепетабоп Эекщп РгоЬ1етк (Переработка никелевого латерита: Проблемы проектирования второго поколения), 8МЕ РгерпЩ 01-65, 8МЕ Аппиа1 Меебпд, Оепует, СО, ЕеЬтиату 26-28, 2001). Однако при использованных температурах (240-280°С) серная кислота является монопротонной, и поэтому для обеспечения эффекта выщелачивания необходимо добавлять количество кислоты, в два раза превышающее расчетное. Если при дальнейшей переработке давление в системе снижают до атмосферного, кислота возвращается в бипротонную форму, и поэтому необходимо нейтрализовать значительное количество свободной кислоты. Были исследованы различные схемы для преодоления этой трудности, в том числе способ, предложенный компанией ВНР Мшета1к 1п!етпа!юпа1 в Патенте США № 6261527, выданном 17 июля 2001 г., в котором для нейтрализации избытка кислоты использовали определенную долю сапролитовой руды. Этот подход использовала компания ВНРВШйоп в Равенсторпе.
Преимуществами, обычно способствующими использованию кислотного выщелачивания под давлением в сульфатной системе, являются использование стандартных конструкционных материалов и эффективное и экономичное регулирование содержания железа. Тем не менее, система неэффективна при обработке сырья с высоким содержанием магния, которое характерно для сапролитовых латеритовых никелевых руд. Получают раствор сульфата магния, который можно кристаллизовать, а затем обжигать для выделения серной кислоты. Однако это дорогой способ, требующий установки для обжига и сернокислотной установки для преобразования газообразного диоксида серы, выделяющегося при обжиге, обратно в серную кислоту. Сульфатные способы подробно обсуждены Ьа1апсе11е в публикации международной заявки \УО 02/08477.
Для переработки латеритовых никелевых руд были предложены хлоридные технологические схемы, например - описанная С1Ькоп и Вюе (С1Ькоп, В.XV. апб Вюе, Ν/М., А ЬубтосЫопс ааб ргосекк ког шскейкетоик 1а1етйек («Способ с использованием хлористо-водородной кислоты для переработки никельсодержащих латеритов», №ске1 СоЬа1! 97, Уо1ите 1, Нубтоте1а11шду Меебпд ок С1М, С1М, Моп!геа1, Аидик! 1997, р. 247)). В этой статье описано выщелачивание соляной кислотой, в которой растворяется большое количество железа, и выделение железа посредством экстракции растворителя и пирогидролиза на основании принципов, используемых в промышленном травлении стали. Стоимость и тоннаж железосодержащих продуктов, по сравнению со стоимостью и тоннажем никельсодержащих продуктов, делают этот способ экономически непривлекательным. Вариант способа был предложен Моксопу е! а1. в патенте США 5718874, выданном 17 февраля 1998 г., в котором для разделения железа и никеля была использована экстракция растворителя.
ЭетаПйе е! а1. в патенте США 4435368, выданном 6 марта 1984 г., предложили способ, в котором суспензию загружаемого материала обрабатывают газообразным хлором для окисления и солюбилизации всех содержащихся в материале неблагородных металлов.
Сапбоп е! а1. в патенте США 3661564, выданном 9 мая 1972 г., раскрыли способ обжига латеритовой руды с хлористо-водородной кислотой с последующим выщелачиванием для солюбилизации хлоридов никеля и кобальта.
Канадские патенты 1023560 и 1013576 раскрыли способы выделения никеля и кобальта из латеритовой никелевой руды посредством избирательного восстановления руды с последующим выщелачиванием с использованием НС1 и обработки газообразным хлором, соответственно. Эти способы обладают недостатком, связанным с необходимостью проведения перед выщелачиванием стадии избирательного
- 1 009841 восстановления, которая является энергоемкой.
Способ выделения цветных металлов из металлосодержащего сульфидного материала, содержащего по меньшей мере один металл, выбранный из цинка, меди, свинца, кобальта, никеля, серебра и железа, раскрыт в патенте США 4378275 авторов Абашкоп е! а1., выданном 29 марта 1983 г. Сульфидный материал выщелачивают в окислительных условиях с помощью относительно разбавленного кислого водного раствора хлоридного выщелачивателя, содержащего хлорид магния. Для создания описанных окислительных условий был использован молекулярный кислород воздуха, воздух, обогащенный кислородом, и чистый кислород. Хотя указано, что возможно выщелачивание при атмосферном давлении, предпочтительно проводить стадию выщелачивания при повышенных парциальных давлениях, т. е. в условиях выщелачивания под давлением. Предпочтительно использовать повышенные температуры, т.е., по меньшей мере, температуры в диапазоне от по меньшей мере примерно 50 до примерно 250°С, причем предпочтительными являются температуры в диапазоне от 100 до 180°С. Длительность выщелачивания варьируется от примерно 5 мин до примерно 12 ч. Кинетика процесса выявила необходимость использования очень длительных периодов выщелачивания при низких температурах и атмосферном давлении, и авторы настоящего изобретения это подтвердили. В качестве примера приведено выщелачивание под давлением с использованием кислорода при 160°С Ζπ/Си/Ее-руды с очень низким содержанием никеля. В этом способе неблагородные металлы солюбилизируют, оставляя в качестве остатка оксид железа и серу. Показано, что оксид железа является гетитом, и известно, что необходимы повышенные температуры (т.е. температуры выше температуры кипения) для получения рациональных (< 4 ч) скоростей образования. Также общеизвестно, что гетит трудно обрабатывать во время последующей стадии разделения твердого вещества и жидкости. Щелок от выщелачивания подвергают экстракции жидкость-жидкость с использованием гидрофобного экстрагирующего агента. Рафинат, содержащий хлорид магния и сульфаты, образующиеся в процессе выщелачивания, подвергают пирогидролизу для получения хлористого водорода и оксида магния. Затем сульфаты удаляют посредством промывки образовавшегося оксида магния, что нейтрализует большинство преимуществ получения оксида магния посредством пирогидролиза.
ЭиууекРеуп е! а1. в патенте США № 5571308, выданном 5 ноября 1996 г., описали способ кучного выщелачивания с использованием хлористо-водородной кислоты для выделения никеля из Νί-Ре-Мдсодержащих латеритовых руд с высоким содержанием магния с удалением железа посредством пирогидролиза в виде Ре2О3. Ьа1апсейе в вышеуказанной публикации международной заявки УО 0208477 заявил, что способ по Эиууе81еуп дает плохие выходы никеля и кобальта. Ьа1аисе11е также доказал, что пирогидролиз раствора хлоридов железа и магния согласно патенту США 5571308 приведет к образованию смеси гематита и оксихлорида магния. Оксихлорид магния нерастворим, и его нельзя вымыть из гематита. Кроме того, способ согласно патенту США 5571308 имеет много стадий и является дорогостоящим способом переработки железа, связанного с никелем в латеритовых рудах.
В публикации международной заявки νϋ 02/08477 Ьа1апсе11е раскрыл способ выделения никеля и кобальта, а также магния, гематита и хрома, в хлоридной системе. Руду выщелачивают очень концентрированной газообразной хлористо-водородной кислотой, а затем предложено два способа обработки щелока и выделения металлов. Ьа1аисейе заявил, что в способе выщелачивания более 95% железа и магния растворяется. Железо выделяют с использованием модифицированной формы распылительного обжига при температуре, примерно равной 200°С, а затем вымывают из твердого вещества соли никеля/кобальта. Этот подход является энергоемким, требует нескольких стадий переработки и имеет неотъемлемые проблемы с поддержанием водного баланса.
В качестве выщелачивателя для латеритовой руды можно использовать аммиак, как описано Сагои (Сагои, М.Н. Риибатеи1а1 апб ртасйса1 ГасЮгк ίη ашшоша 1еасЫпд о! шске1 апб сойай огек («Фундаментальные и практические факторы в аммониевом выщелачивании никелевых и кобальтовых руд») 1. Ме!а1к 67 (1950) Тгапк АМЕ 188(1) р. 91) и использовано в коммерческих целях, например, компанией Онеепкктб №ске1 в Австралии и компанией №|ие1 Тосапбпк в Бразилии. Однако этот способ требует начальной стадии восстановительного обжига для восстановления оксидов металлов до металлической формы перед выщелачиванием аммиаком, которая является энергоемкой и обеспечивает плохое выделение кобальта. Другим недостатком аммиака является то, что сточные воды содержат азот, который неблагоприятен для окружающей среды. Для снижения концентрации азота в сточных водах до приемлемого уровня можно использовать десорбцию паром. Однако десорбция паром является энергоемкой.
Подводя итог вышесказанному, следует указать, что ни один из способов, разработанных или предложенных к настоящему времени, не может экономически и технически работать одновременно с железом и магнием, содержащимися в латеритовых никелевых рудах, с обеспечением высоких выходов металлов. Способы на основе сульфатов требуют сырья с низким содержанием магния, не обеспечивают возможности повторного использования кислоты и проводятся при высоких температурах (240-280°С) и давлениях. Способ на основе аммиака требует дорогой стадии предварительного обжига и, кроме того, его недостатком является ограниченное выделение кобальта. Магний, растворяющийся в ходе процесса, также создает проблему, и для работы с ним требуются большие затраты.
Не существует практически используемых способов на основе хлоридов для переработки латеритовых никелевых руд. Было предложено много способов, но они либо (1) требуют проведения стадии пред
- 2 009841 варительной обработки, например обжига, для перевода железа в относительно инертное состояние, либо (2) приводят к очень значительному растворению железа, следствием которого является дорогая стадия работы с растворенным железом. Также обеспечиваются высокие уровни экстракции магния, одновременно с экстракцией железа, что приводит к большому расходу кислоты и ограничениям при последующей обработке, связанным с высокими концентрациями магния в растворе.
Сущность изобретения
В соответствии с настоящим изобретением латеритовые никелевые руды обрабатывают выщелачивателем с получением щелока, который содержит растворенные неблагородные металлы, присутствующие в латеритовой никелевой руде, такие как никель, кобальт, марганец, медь, алюминий, цинк и хром, и твердый остаток, содержащий железо. Щелок помещают в условия, при которых по меньшей мере часть, а предпочтительно все или практически все железо, выщелоченное из руды, гидролизуется и осаждается в виде гематита и/или магнитного оксида железа, но не в виде гетита. Образующийся после этого щелок может содержать лишь остаточные количества железа, например щелок может содержать менее 10 г/л, более предпочтительно менее 1 г/л и наиболее предпочтительно менее 1 мг/л железа. Выщелоченная руда может содержать небольшое количество не выщелоченного железа (например, менее 5, предпочтительно менее 1 и наиболее предпочтительно менее 0,1 мас.% железа от исходного содержания в руде). Поэтому щелок может быть использован для отделения или, по меньшей мере, практически полного отделения железа от других неблагородных металлов, остающихся в щелоке. Соответственно, одним из преимуществ данного способа является то, что практически за одну стадию переработки неблагородные металлы выщелачиваются из латеритовых никелевых руд и осуществляется первый уровень разделения за счет образования гематита и/или магнитного оксида железа. Благодаря регулированию условий выщелачивания, как указано в данной работе, результирующий щелок может иметь заданное содержание железа. Предпочтительно содержание железа задается таким, чтобы оно способствовало выделению металлов, содержащихся в щелоке, на последующих стадиях, и условия выщелачивания регулируют так, чтобы обеспечить выбранное содержание железа.
Гематит и/или магнитный оксид железа, например шпинель, образующиеся на этой стадии, могут быть отделены способами, известными в данной области техники, например посредством магнитного разделения или вакуумной фильтрации. Соответственно, еще одним преимуществом настоящего изобретения является то, что можно получить твердый остаток с высокой концентрацией железа и затем обработать его с получением железа с использованием стадий способа, известных на современном уровне техники.
В соответствии с другим аспектом настоящего изобретения выщелачивание латеритовой никелевой руды проводят с регулированием количества магния, выщелоченного из руды. Например, щелок можно подавать с соблюдением таких условий, при которых не выщелачивается или практически не выщелачивается магний, содержащийся в руде. Альтернативно, процесс может быть спланирован так, чтобы получать магний в качестве продукта. В таком случае магний, содержащийся в руде, может быть использован в качестве источника катионов, используемых для приготовления выщелачивателя. Использованный выщелачиватель можно обработать так, чтобы выделить магний, выщелоченный из руды, например в виде оксида магния. Соответственно, еще одним преимуществом настоящего изобретения является то, что, если это желательно, то магний может присутствовать в выщелачивателе в форме, которую легко можно выделить.
Следующим преимуществом настоящего изобретения является то, что неблагородные металлы, солюбилизированные в выщелачивателе, могут быть выделены последовательно, например в ходе серии стадий осаждения (преципитации), экстракции растворителем, ионного обмена, пирогидролиза и/или электролиза, с получением потока продукта, содержащего высокую концентрацию никеля, и потока продукта, содержащего высокую концентрацию кобальта. Соответственно, потоки продуктов могут быть переработаны с получением коммерческих сортов никеля и кобальта, а также других неблагородных металлов.
Еще одним преимуществом настоящего изобретения является то, что выщелачиватель можно легко регенерировать. В предпочтительном примере осуществления изобретения в выщелачивателе используют хлорид магния и хлористо-водородную кислоту. После выделения ценных металлов из выщелачивателя некоторую часть выщелачивателя или весь выщелачиватель можно повторно использовать на стадии выщелачивания без обработки или с минимальной обработкой. Кроме того, кислоту можно регенерировать на стадии пирогидролиза, которая также дает в качестве продукта относительно чистый оксид магния.
Следующим преимуществом настоящего изобретения является то, что в способе можно перерабатывать смеси сапролитов с низким содержанием железа и лимонитов с высоким содержанием железа и получать хорошие выходы никеля. Сапролиты и лимониты обычно встречаются совместно в месторождениях латеритовых никелевых руд, например - в месторождениях в Гватемале. Смесь этих руд невыгодно перерабатывать с экономической точки зрения с использованием существующих технологий. Латеритовые никелевые руды с низким содержанием железа обычно обрабатывают с использованием способа пирометаллургической плавки, который является энергоемким, при этом латеритовые никелевые руды с
- 3 009841 высоким содержанием железа, присутствующие в таких месторождениях, отбрасывают или ссыпают в отвалы.
В соответствии с одним из примеров осуществления настоящего изобретения предусмотрен способ обработки материала, содержащего по меньшей мере один оксид неблагородного металла, в котором материал выщелачивают выщелачивателем, содержащим хлористо-водородную кислоту и по меньшей мере одну хлоридную соль, содержащую катионы, обладающие большим числом гидратации, чем водород, с получением щелока, концентрация хлоридных ионов в котором превышает примерно 4,5 моля общего хлорида/литр выщелачивателя, а молярное отношение катионов, обладающих большим числом гидратации, чем водород, к количеству хлористо-водородной кислоты в выщелачивателе лежит в диапазоне от примерно 0,15 до примерно 4,5.
В одном из примеров осуществления изобретения катион выбран из группы, состоящей из щелочных металлов, щелочно-земельных металлов, трехвалентного железа, двухвалентного железа, одновалентной меди, двухвалентной меди и их смесей.
В другом примере осуществления настоящего изобретения катион выбран из группы, состоящей из натрия, кальция, калия, лития, магния, трехвалентного железа, двухвалентного железа, одновалентной меди, двухвалентной меди и их смесей.
В следующем примере осуществления изобретения до контакта с материалом катион преимущественно является магнием. Например, катион в повторно используемом выщелачивателе, подаваемом в реактор, преимущественно является магнием.
В другом примере осуществления изобретения в конце стадии выщелачивания по меньшей мере 25 мас.% катионов составляет магний. Предпочтительно в конце стадии выщелачивания до 75 мас.% катионов может составлять магний. Остальное содержание катионов может быть образовано металлами, выщелоченными из материала во время операции выщелачивания.
В следующем примере осуществления изобретения концентрация хлоридных ионов лежит в диапазоне от 4,5 до 14 М, предпочтительно от 6 до 12 М.
В другом примере осуществления изобретения молярное отношение катионов в выщелачивателе к содержанию НС1 в выщелачивателе может лежать в диапазоне от примерно 0,3 до примерно 2,5.
В следующем примере осуществления изобретения материал содержит более 25 мас.% железа, а молярное отношение катионов в выщелачивателе к содержанию НС1 в выщелачивателе лежит в диапазоне от примерно 0,15 до примерно 3.
В следующем примере осуществления изобретения материал содержит более 25 мас.% железа, а молярное отношение катионов в выщелачивателе к содержанию НС1 в выщелачивателе лежит в диапазоне от примерно 1 до примерно 2,3.
В следующем примере осуществления изобретения материал содержит менее 25 мас.% железа, а молярное отношение катионов в выщелачивателе к содержанию НС1 в выщелачивателе лежит в диапазоне от примерно 0,3 до примерно 2.
В следующем примере осуществления изобретения материал содержит менее 25 мас.% железа, а молярное отношение катионов в выщелачивателе к содержанию НС1 в выщелачивателе лежит в диапазоне от примерно 0,15 до примерно 2,3.
В следующем примере осуществления изобретения материал содержит оксидную руду неблагородного металла и, предпочтительно, латеритовую никелевую руду.
В следующем примере осуществления изобретения выщелачивание проводят при температуре, лежащей в диапазоне от примерно 75°С до температуры кипения выщелачивателя, и предпочтительно от примерно 100°С до температуры кипения выщелачивателя.
В следующем примере осуществления изобретения способ проводят в резервуаре, не находящемся под давлением.
В следующем примере осуществления изобретения Ей (окислительно-восстановительный потенциал) достаточно низок для сохранения неблагородных металлов в выщелачивателе в двухвалентном состоянии и достаточно высок для поддержания железа в виде трехвалентного железа.
В следующем примере осуществления изобретения Ей находится в диапазоне от 300 до 700 мВ и предпочтительно в диапазоне от 350 до 600 мВ.
В следующем примере осуществления изобретения рН выщелачивателя во время стадии выщелачивания достигает 3, и для осаждения (преципитации) железа рН выщелачивателя повышают до 0,4-2,5 (при измерении стандартными приборами).
В следующем примере осуществления изобретения рН выщелачивателя во время стадии выщелачивания достигает 2, и для осаждения (преципитации) железа рН выщелачивателя повышают до 0,7-2,5 (при измерении стандартными приборами).
В следующем примере осуществления щелок после выщелачивания содержит солюбилизированный в нем первый металл, который представляет собой, по меньшей мере, медь, алюминий, цинк и хром, и второй металл, который представляет, по меньшей мере, никель и кобальт, и способ далее включает в себя:
(а) отделение щелока, обогащенного ценным металлом, от материала в ходе первого разделения
- 4 009841 твердого вещества и жидкости;
(б) повышение рН щелока с получением твердой фракции, содержащей по меньшей мере часть первого металла, и щелока, обедненного первым металлом (т.е. щелока с пониженным содержанием первого металла), и отделение твердой фракции от щелока, обедненного первым металлом, на второй стадии разделения твердого вещества и жидкости;
(в) дальнейшее повышение рН щелока, обедненного первым металлом, с получением щелока, обедненного вторым металлом (т.е. щелока с пониженным содержанием второго металла), и твердой фракции, содержащей второй металл в виде осажденного гидроксида, и отделение твердой фракции, содержащей второй металл, от щелока, обедненного вторым металлом, в ходе третьей стадии разделения твердого вещества и жидкости.
В следующем примере осуществления щелок после выщелачивания также содержит солюбилизированные, по меньшей мере, железо и марганец, а стадия (б) дополнительно включает окисление щелока, обогащенного ценными металлами.
В другом примере осуществления изобретения щелок после выщелачивания содержит солюбилизированное в нем железо, а стадия (б) включает обработку обогащенного ценным металлом щелока для преобразования двухвалентного железа в трехвалентное железо.
В следующем примере осуществления изобретения щелок после выщелачивания содержит солюбилизированный марганец, а стадия (б) включает обработку обогащенного ценным металлом щелока таким образом, чтобы марганец перешел в четырехвалентное состояние.
В следующем примере осуществления изобретения катион содержит магний, а щелок, обедненный вторым металлом, подвергают переработке в несколько стадий для выделения хлорида магния и хлористо-водородной кислоты.
В следующем примере осуществления изобретения перед контактом с материалом катион является магнием, а щелок, обедненный вторым металлом, обрабатывают с получением раствора, содержащего хлорид магния и соляную кислоту, который используют в качестве выщелачивателя.
В следующем примере осуществления изобретения на стадии регенерации также получают оксид магния.
В следующем примере осуществления изобретения в качестве средства для регулирования рН используют, по меньшей мере, оксид магния во время по меньшей мере одной из стадий (б) или (в).
В следующем примере осуществления изобретения стадия регенерации включает в себя частичное испарение и гидролиз.
В следующем примере осуществления изобретения выщелачиватель содержит хлористоводородную кислоту, хлорид магния и по меньшей мере один из следующих компонентов:
(1) по меньшей мере один дополнительный хлорид металла, который добавляют к щелоку перед контактом щелока с материалом;
(2) по меньшей мере один дополнительный катион, который выщелочен из материала; и (3) окислитель.
Выщелачиватель может содержать дополнительный хлорид металла, или дополнительный катион, или окислитель, или все эти компоненты. Дополнительный хлорид металла может быть по меньшей мере одним хлоридом, выбранным из хлорида натрия, хлорида калия, хлорида кальция, хлорида меди и хлорида железа. Количество дополнительного хлорида металла и катиона может составлять 1-25 мас.% от количества хлорида магния. Окислитель может быть по меньшей мере одним окислителем, выбранным из воздуха, кислорода, хлора, гипохлорита, хлорита, хлората, перхлората, перманганата и пероксида.
В следующем примере осуществления изобретения по меньшей мере часть щелока, обедненного первым металлом, и щелока, обедненного вторым металлом, обрабатывали посредством смешивания раствора хлорида магния с газообразным хлористым водородом с целью регенерации щелока.
В следующем примере осуществления изобретения часть щелока, обедненного первым металлом, и щелока, обедненного вторым металлом, подвергают дистилляции для отделения азеотропной хлористоводородной кислоты.
В следующем примере осуществления изобретения газообразный хлористый водород смешивают с частью щелока, обедненного первым металлом, и щелока, обедненного вторым металлом, для повышения выхода хлористо-водородной кислоты, выделяемой в виде азеотропной хлористо-водородной кислоты.
В соответствии со следующим примером осуществления настоящего изобретения предусмотрен способ обработки материала, содержащего по меньшей мере один оксид неблагородного металла, включающий в себя воздействие на материал выщелачивателя с получением щелока, причем выщелачиватель содержит хлористо-водородную кислоту и по меньшей мере одну хлоридную соль, содержащую катионы, обладающие большим числом гидратации, чем водород, а концентрацию хлоридных ионов и катионов в выщелачивателе выбирают такой, чтобы выщелочить трехвалентное железо из материала и гидролизовать выщелоченное железо до гематита и/или магнитного оксида железа к концу выщелачивания посредством повышения рН.
В одном из примеров осуществления настоящего изобретения щелок, образующийся после выще
- 5 009841 лачивания, содержит остаточное количество хлорида железа.
В другом примере осуществления настоящего изобретения катион содержит магний, а способ дополнительно включает в себя регулирование концентрации магния в выщелачивателе для регулирования количества магния, выщелачиваемого из материала.
В следующем примере осуществления настоящего изобретения катион содержит магний, а способ дополнительно включает в себя регулирование концентрации магния в выщелачивателе, контактирующем с материалом, так, чтобы минимизировать выщелачивание магния из материала.
В следующем примере осуществления изобретения концентрация катионов, обладающих числом гидратации большим, чем у водорода, выбрана так, чтобы снизить активность воды в выщелачивателе.
В следующем примере осуществления изобретения материалом является латеритовая никелевая руда.
В следующем примере осуществления изобретения до контакта с материалом выщелачиватель, по существу, состоит из хлорида магния и хлористо-водородной кислоты.
Согласно следующему примеру осуществления настоящего изобретения предусмотрен способ обработки материала, содержащего по меньшей мере один оксид неблагородного металла, включающий в себя воздействие на материал выщелачивателя с получением щелока, причем выщелачиватель содержит хлористо-водородную кислоту и по меньшей мере одну хлоридную соль, содержащую катионы, обладающие большим числом гидратации, чем водород, и регулирование Ей выщелачивателя в конце стадии выщелачивания таким образом, чтобы Ей был достаточно низким для поддержания неблагородных металлов в выщелачивателе в двухвалентном состоянии, а Ей, рН и температура были бы достаточно высокими, а содержание свободной воды было бы достаточно низким для осаждения железа в виде гематита и/или в форме магнитного оксида железа.
В одном из примеров осуществления настоящего изобретения Ей достаточно высок, так что хлорид железа, образующийся во время выщелачивания, осаждается в виде гематита и/или магнитного оксида железа при соответствующем регулировании рН во время выщелачивания.
В другом примере осуществления настоящего изобретения Ей поддерживают в определенном диапазоне, обычно в течение всей стадии выщелачивания. Ей может быть в диапазоне от 300 до 700 мВ и предпочтительно в диапазоне от 350 до 600 мВ.
В другом примере осуществления настоящего изобретения до воздействия выщелачивателя на материал катион является катионом магния, и способ дополнительно включает в себя такое регулирование концентрации магния в выщелачивателе, контактирующем с материалом, чтобы практически исключить выщелачивание магния из материала.
В другом примере осуществления настоящего изобретения концентрацию катионов, обладающих большим числом гидратации, чем у водорода, подбирают так, чтобы снизить активность воды в выщелачивателе.
В другом примере осуществления настоящего изобретения материалом является латеритовая никелевая руда.
В другом примере осуществления настоящего изобретения до воздействия выщелачивателя на материал выщелачиватель состоит, по существу, из хлорида магния и хлористо-водородной кислоты.
Согласно следующему примеру осуществления настоящего изобретения предусмотрен способ выщелачивания ценного металла из латеритовой никелевой руды, содержащей первый металл, представляющий собой по меньшей мере один металл из группы, включающей медь, железо, марганец, алюминий, цинк и хром, и второй металл, представляющий собой по меньшей мере один металл, выбранный из никеля и кобальта; способ включает в себя:
(а) контакт руды с выщелачивателем, содержащим хлорид магния и хлористо-водородную кислоту, с получением щелока, обогащенного ценным металлом, и остатка после выщелачивания;
(б) отделение щелока, обогащенного ценным металлом, от остатка после выщелачивания;
(в) повышение рН щелока с получением твердой фракции, обогащенной первым металлом, и щелока, обогащенного вторым металлом, и отделение твердой фракции, обогащенной первым металлом, от щелока, обогащенного вторым металлом;
(г) повышение рН щелока, обогащенного вторым металлом, с получением щелока с малым содержанием второго металла и твердой фракции, обогащенной вторым металлом и содержащей второй металл.
В другом примере осуществления настоящего изобретения способ дополнительно включает в себя регулирование рН обогащенного ценным металлом щелока с целью осаждения (преципитации) железа в виде гематита и/или магнитного оксида железа и удаление осадка (преципитата) перед стадией (в).
В другом примере осуществления настоящего изобретения в щелоке также растворен по меньшей мере один металл, выбранный из железа и марганца, а стадия (в) дополнительно включает в себя окисление обогащенного ценным металлом щелока.
В другом примере осуществления настоящего изобретения в щелоке также растворено железо, и стадия (в) дополнительно включает обработку обогащенного ценным металлом щелока с целью преобразования двухвалентного железа в трехвалентное железо.
- 6 009841
В другом примере осуществления настоящего изобретения в щелоке также растворен марганец, а стадия (в) дополнительно включает в себя обработку обогащенного ценным металлом щелока с тем, чтобы марганец перешел в четырехвалентное состояние.
В другом примере осуществления настоящего изобретения катионы содержат магний, и обедненный вторым металлом щелок подвергают стадиям рециркуляции для выделения оксида магния и хлористо-водородной кислоты.
В другом примере осуществления настоящего изобретения до контакта с материалом катион является магнием, и обедненный вторым металлом щелок обрабатывают с получением раствора, содержащего хлорид магния и хлористо-водородную кислоту, который используют в качестве выщелачивателя.
В другом примере осуществления настоящего изобретения оксид магния получают в процессе регенерации выщелачивателя. Предпочтительно по меньшей мере часть этого оксида магния используют в качестве средства для регулирования рН по меньшей мере в одной из стадий (в) или (г).
В другом примере осуществления настоящего изобретения выщелачиватель дополнительно содержит по меньшей мере один из: (1) по меньшей мере одного дополнительного хлорида металла, который добавляют в выщелачиватель до контакта выщелачивателя с материалом; (2) по меньшей мере одного дополнительного катиона, который выщелочен из материала и (3) окислителя.
В любом из этих примеров осуществления изобретения материал или руда могут быть подвергнуты действию выщелачивателя без предварительного проведения стадии обжига.
В любом из этих примеров осуществления изобретения материал или руда могут быть получены из лимонитового и сапролитового горизонтов.
Специалисту в данной области техники будет понятно, что предложенный способ может быть применен к любому материалу, содержащему по меньшей мере один оксид неблагородного металла. Например, материалом, подлежащим обработке, может быть побочный продукт операций переработки металлов, например колошниковая пыль, пыль из рукавного пылеуловителя, промежуточные продукты, получаемые при переработке руды, такие как шлаки, продукты обжига, дроссы и анодные шламы. Предпочтительно материалом, подлежащим обработке, является руда, содержащая оксид никеля, руда, содержащая оксид кобальта, материал, содержащий оксид цинка, и/или руда, содержащая оксид меди. Наиболее предпочтительно материалом, подлежащим обработке, является латеритовая никелевая руда.
Краткое описание графических материалов
Эти и другие преимущества настоящего изобретения будут более полно и понятно объяснены в сочетании с приведенным ниже описанием предпочтительных примеров осуществления изобретения, изображенных на рисунках, из которых:
фиг. 1 отображает технологическую схему выделения ценных металлов из латеритовой никелевой руды; и фиг. 2 отображает технологическую схему из примера противоточного способа выщелачивания, описанного в примере 2.
Сведения, подтверждающие возможность осуществления изобретения
Предпочтительные примеры осуществления настоящего изобретения описаны так, как они могут быть применены к способу выщелачивания ценного металла из латеритовой никелевой руды, а также к регенерации раствора выщелачивателя.
Латеритовая никелевая руда представляет собой руду, содержащую никель и двухвалентное железо, которая обычно встречается в субтропических регионах. При использовании в контексте настоящего изобретения латеритовая никелевая руда принципиально содержит никель, железо, магний и диоксид кремния. Руда может также содержать, например, один или несколько металлов, выбранных из кобальта, марганца, цинка, меди, хрома и алюминия. В примерах осуществления настоящего изобретения ценными металлами могут быть никель и магний, или никель и кобальт, или другие металлы, присутствующие в латеритовой никелевой руде, включая никель, железо, магний и/или кремний. Латеритовые никелевые руды, например руды из Гватемалы, содержатся в ультрамафических породах, главным образом - в дунитах и пироксенитах, и обычно сильно серпентинизированы. Другими латеритовыми никелевыми рудами в контексте настоящего изобретения могут быть оливины. Такие руды обычно имеют тенденцию залегать в форме лимонитовых горизонтов с низким содержанием магния и высоким содержанием железа, которые в типичном случае содержат 0,8-1,5% N1, и сапролитовых горизонтов с более высоким содержанием никеля (обычно > 2% N1), которые обычно имеют гораздо более высокое содержание магния и более низкое содержание железа. В проектах, посвященных выделению никеля и кобальта из этих руд, были использованы гидрометаллургические и пирометаллургические подходы, причем первые подходы обычно были сфокусированы на лимонитовых горизонтах с низким содержанием магния, а вторые - на сапролитовых горизонтах. Очень мало проектов было сконцентрировано на обработке обоих горизонтов, так как материал с низким содержанием никеля является экономически невыгодным для процессов плавки, а гидрометаллургические способы не могли быть использованы при значительном содержании магния.
Способ согласно настоящему изобретению может быть применен для переработки как лимонитовых, так и сапролитовых горизонтов, обсуждавшихся выше. Поэтому сырьевым материалом для способа
- 7 009841 согласно настоящему изобретению может быть любая латеритовая никелевая руда, и это может быть руда из лимонитового горизонта с низким содержанием магния и/или руда из сапролитового горизонта. Более конкретно, сырьевой материал может содержать руду из обоих горизонтов - сапролитового и лимонитового. Поэтому в предпочтительном примере осуществления настоящего изобретения нет необходимости различать различные профили, присутствующие в типичном месторождении латеритовой никелевой руды. Соответственно, преимуществом настоящего изобретения является то, что сырьевой материал не нужно сортировать перед подачей в процесс.
Способ согласно настоящему изобретению можно осуществить без предварительной обработки латеритовой никелевой руды, изменяющей валентность каких-либо металлов. Более конкретно, способ можно проводить без обжига руды перед выщелачиванием руды. Факультативная стадия предварительной обработки включает в себя селективное восстановление никеля и кобальта, содержащихся в руде. Руда может быть подвергнута стадиям физической обработки, известным в данной области техники, с целью подготовки руды к выщелачиванию. Например, перед выщелачиванием руду можно подвергнуть измельчению или обогащению. Такие стадии полезны, поскольку они могут уменьшить продолжительность обработки во время стадии выщелачивания, уменьшить объем остатка после выщелачивания и повысить производительность установки. В конкретных примерах осуществления настоящего изобретения руда имеет форму концентрата. Как показано на фиг. 1, руду 10 проводят через факультативную стадию обогащения 12 с получением концентрата 14.
Если обратиться к фиг. 1, то концентрат 14 подают в стадию выщелачивания 16, в ходе которой руда контактирует с выщелачивателем и выщелачивается с образованием щелока в виде суспензии 18, которая содержит твердый остаток. Щелок содержит хлористо-водородную кислоту и по меньшей мере одну хлоридную соль, содержащую катионы с большим числом гидратации, чем у водорода. Концентрацию хлоридных ионов и катионов в выщелачивателе выбирают так, чтобы из концентрата выщелачивалось железо, и чтобы гидролизовать выщелоченное железо во время выщелачивания до оксида трехвалентного железа, который осаждается из раствора с образованием части остатка в щелоке-суспензии 18. Следует учесть, что остаток также будет содержать часть концентрата 14, которая не была выщелочена.
Катионы, которые присутствуют в выщелачивателе и которые добавляют к руде на стадии выщелачивания, содержат катион магния и, предпочтительно, практически полностью являются катионами магния. Следует учесть, что после выщелачивания руды в выщелачивателе могут образоваться катионные хлоридные соли минералов, выщелоченных из руды. Согласно одному из примеров осуществления настоящего изобретения катионы включают в себя катионы магния и до 25 мас.% других катионов, которые могут быть выбраны из группы, состоящей из щелочных металлов, щелочно-земельных металлов, трехвалентного железа, двухвалентного железа, одновалентной меди, двухвалентной меди и их смесей. Предпочтительно другой катион выбран из группы, состоящей из натрия, кальция, трехвалентного железа, двухвалентного железа, одновалентной меди, двухвалентной меди и их смесей. Предпочтительно дополнительные катионы выщелочены из руды.
Железо, которое в латеритовых никелевых рудах присутствует в значительной степени в виде гетита, выщелачивается в соответствии со следующей реакцией:
ЕеООН + 3НС1 ЕеС13 + 2Н2О
Во время выщелачивания гетита никель и кобальт, в значительной степени связанные с этой основой, также освобождаются и становятся доступными для выщелачивания согласно следующим реакциям:
N10 + 2НС1 Ы1С12 + Н2О СоО + 2НС1 СоС12 + Н2О
Как показывают эти уравнения, чем выше концентрация хлоридного и водородного ионов в выщелачивателе, тем больше сила, сдвигающая процесс выщелачивания к образованию хлоридов металлов.
Не ограничиваясь теорией, авторы все же предполагают, что высокое содержание хлоридного иона совместно с очень низкой активностью воды способствуют гидролизу хлорида трехвалентного железа во время процесса выщелачивания с образованием гематита и/или магнитного оксида железа, которые можно легко осадить и отфильтровать. Соответственно, хотя железо можно выщелочить из руды, оно осаждается из раствора, так что образуется щелок, не содержащий больших загрязнений железом. Следовательно, можно выбрать такие последующие стадии выделения, которые разработаны для щелоков с низким содержанием железа или вообще не содержащих железа. Кроме того, использование концентрированных растворов хлоридных солей (рассолов) приводит к тому, что вода в выщелачивателе имеет активность значительно меньше 1. Кроме того, использование высоких концентраций катионов, обладающих большим числом гидратации, чем ион водорода, Н+ (или Н3О+), приводит к тому, что в выщелачивателе с водой преимущественно взаимодействует катион, а не ион водорода. Соответственно, выщелачиватель может содержать малое количество свободной воды. Свободная вода доступна для солюбилизации хлоридных солей металлов, образующихся в процессе выщелачивания. Предпочтительно, количество свободной воды выбирают таким, чтобы это количество было достаточным для солюбилизации хлоридов металлов без значительного доступного избытка воды. Это приводит к значительному повышению активности иона водорода, Н+ (или Н3О+). Соответственно, в концентрированных рассолах, таких как
- 8 009841 раствор хлорида магния, небольшое количество кислоты может быть способно обеспечивать значительно большую активность выщелачивания, чем сходное количество в более разбавленных растворах хлоридов или в сульфатных системах.
Согласно этой теории, сниженная активность воды обеспечивает возможность легкого гидролиза железа, которое переходит в раствор при значительно более низком кажущемся значении рН, чем значение, которое может быть получено в сульфатных системах. Кроме того, железо гидролизуется в большей степени, чем другие неблагородные металлы. Соответственно, при условии, что общая концентрация хлорида поддерживается такой, что комплексные анионы железа и хлора (например, ЕеС14 -) не образуются, так как в противном случае гидролиз будет очень сильно затруднен, никель и кобальт могут быть выщелочены из латеритовой никелевой руды и остаются солюбилизированными в виде хлорида металла (т.е. без гидролиза и осаждения из раствора) при минимальном содержании солюбилизированного железа в щелоке 22 в конце стадии выщелачивания. Соответственно, на стадии выщелачивания железо будет удаляться из руды и осаждаться в виде гематита и/или магнитного оксида железа, например шпинели, которые затем могут быть выделены, например, посредством фильтрации и/или магнитной сепарации.
Концентрация хлоридных ионов предпочтительно больше 4,5 М, более предпочтительно в диапазоне от 4,5 до 14 М и наиболее предпочтительно в диапазоне от 6 до 12 М. В особо предпочтительном примере осуществления изобретения концентрация хлоридных ионов превышает уровень насыщения. Кроме того, также предпочтительно, чтобы молярное отношение катионов в выщелачивателе к содержанию НС1 лежало в диапазоне от 0,15 до примерно 4,5 и предпочтительно в диапазоне от примерно 0,3 до примерно 2,5.
Латеритовые никелевые руды могут иметь содержание железа в диапазоне от примерно 10 до примерно 45 мас.%. Латеритовые никелевые руды с высоким содержанием железа содержат железо в количестве, превышающем 25 мас.% (т.е. 25-45 мас.%), а латеритовые никелевые руды с низким содержанием железа содержат железо в количестве менее 25 мас.% (т.е. 10-25 мас.%). Для выщелачивания неблагородных металлов из латеритовых никелевых руд с высоким содержанием железа необходимо большее количество кислоты. Соответственно, если латеритовая никелевая руда является рудой с высоким содержанием железа, может потребоваться более агрессивный выщелачиватель, и, соответственно, молярное отношение катионов в выщелачивателе к количеству НС1 в выщелачивателе предпочтительно лежит в диапазоне от примерно 0,15 до примерно 3, и более предпочтительно в диапазоне от примерно 1 до примерно 2,3. Если латеритовая никелевая руда является рудой с низким содержанием железа, тогда необходим менее агрессивный выщелачиватель, и молярное отношение катионов в выщелачивателе к количеству НС1 предпочтительно лежит в диапазоне от примерно 0,15 до примерно 2,3 и более предпочтительно от примерно 0,3 до примерно 2.
При использовании в контексте настоящего изобретения молярное отношение катионов в выщелачивателе к количеству НС1 в выщелачивателе определяют на основании количества катионов, содержащихся в выщелачивателе в конце стадии выщелачивания (т. е. количества катионов в щелоке 22), и количества кислоты, содержащейся в выщелачивателе при добавлении к концентрату 14, и во время стадии выщелачивания к выщелачивателю может быть добавлено любое дополнительное количество кислоты. Следует учесть, что всю необходимую кислоту можно добавить в начале операции выщелачивания (т.е. она может содержаться в выщелачивателе, подаваемом в реактор, в котором проводится выщелачивание), или некоторое ее количество или вся кислота могут быть добавлены по мере протекания выщелачивания. По мере протекания выщелачивания часть хлорида используется для образования хлоридов металлов. Поэтому, предпочтительно, кислоту добавляют по принципу «по потребности» - т.е. можно проводить мониторинг операции выщелачивания, и кислоту можно добавлять к выщелачивателю в зависимости от количества хлорида, использованного при выщелачивании неблагородных металлов. Соответственно, концентрацию хлоридных ионов можно поддерживать на относительно постоянном уровне. Следует учесть, что определенные количества хлоридной соли можно добавлять к выщелачивателю по мере протекания выщелачивания для обеспечения дополнительных хлоридных ионов, если желательно увеличить содержание катионов в выщелачивателе.
Предпочтительно выщелачиватель, подаваемый на стадии выщелачивания, содержит хлорид магния и хлористо-водородную кислоту, и предпочтительно он, по существу, состоит только из хлорида магния и хлористо-водородной кислоты. Если выщелачиватель содержит хлористо-водородную кислоту и хлорид магния, тогда стадию выщелачивания предпочтительно проводят при концентрации хлорида по меньшей мере 200 г/л, предпочтительно 200-500 г/л и более предпочтительно 200-400 г/л. Отношение Мд/НС1 (магния к хлористо-водородной кислоте), выраженное в массовых процентах (т/т), в выщелачивателе предпочтительно отрегулировать так, чтобы оптимизировать выщелачивание, например, в зависимости от конкретной выщелачиваемой руды и температуры, при которой проводится выщелачивание. Отношение Мд/НС1 может находиться в диапазоне 0,1-3,0, предпочтительно 0,1-1,5 и более предпочтительно 0,4-1,0 (т.е. отношение количества Мд в граммах в щелоке в конце стадии выщелачивания к концентрации кислоты в выщелачивателе).
Гидролиз и осаждение (преципитация) железа происходят в соответствии со следующим уравнением:
- 9 009841
2РеС13 + 3Н2О Ре2О3 + 6НС1
Соответственно, преимуществом данного способа является то, что при образовании гематита одновременно выделяется кислота, использованная во время выщелачивания железа. Освободившаяся кислота может затем принимать участие в дальнейших реакциях выщелачивания.
При использовании концентрированных растворов хлорида магния высокая концентрация магния в выщелачивателе уменьшает растворение магния во время выщелачивания. Более конкретно, если концентрация магния в выщелачивателе находится на уровне насыщения во время подачи выщелачивателя к руде, то выщелачиватель не будет выщелачивать магний из руды. Сходным образом, если желательно получить продукт магния, например оксид магния, то магний можно выделить из щелока. Соответственно, при подаче к руде выщелачиватель будет иметь концентрацию магния ниже уровня насыщения, что приведет к выщелачиванию магния из руды. Соответственно, другим преимуществом настоящего изобретения является то, что количество магния, выщелачиваемого из руды, можно регулировать. Сходным образом, если в выщелачивателе содержится насыщенная концентрация других катионов, то, как раскрыто в данном изобретении, выщелачивание магния в выщелачиватель будет ингибировано.
Выщелачивание можно проводить в виде непрерывного или периодического процесса. Если выщелачивание производится как непрерывный процесс, то его можно проводить как прямоточный процесс, противоточный процесс или каким-либо иным образом. Если руда является рудой с высоким содержанием железа, то выщелачивание предпочтительно проводить как противоточный процесс.
Выщелачивание можно проводить в резервуаре под избыточным давлением или в негерметизированном резервуаре. Предпочтительно, выщелачивание проводят в негерметичном резервуаре. Преимущество настоящего изобретения состоит в том, что стадию выщелачивания можно производить в негерметичном резервуаре, что обеспечивает проведения выщелачивания в форме непрерывной операции и с меньшими капитальными затратами. Выщелачивание можно также проводить в пачуке или как кучное выщелачивание.
Выщелачивание предпочтительно проводят при температуре в диапазоне от 75°С до температуры кипения раствора выщелачивателя, предпочтительно от 100°С до температуры кипения раствора. При атмосферном давлении температура кипения выщелачивателя примерно равна 110°С. Однако следует учитывать, что температура кипения выше при повышенных давлениях. Было определено, что, если выщелачивание проводят при температуре выше примерно 100°С, осадок (преципитат) оксида железа имеет такую физическую структуру, которая обеспечивает более быстрое оседание железа из раствора, что упрощает следующую стадию разделения жидкости и твердого вещества.
рН раствора выщелачивателя, измеренный на стандартном оборудовании, во время операции выщелачивания может достигать 3, а предпочтительно 2. Для осаждения железа, выщелоченного во время процесса в виде гематита и/или магнитного оксида железа, такого как шпинель, рН щелока предпочтительно повышают до 0,4-2,5 и наиболее предпочтительно до 0,7-2,5. Кинетика стадии выщелачивания улучшается при более низких рН, т.е. при рН менее примерно 0,5 и предпочтительно менее 0. Однако для осаждения железа в форме гематита и/или магнитного оксида железа, например шпинели, необходим рН более 0,4. Соответственно, в предпочтительном примере осуществления изобретения выщелачивание проводят при низких рН, а затем рН щелока увеличивают для осаждения оксида железа. Следует учесть, что выщелачивание может все еще продолжаться в определенной степени после повышения рН для осаждения оксида железа. Осажденный оксид железа и невыщелоченную руду затем подвергают процессу разделения твердого вещества и жидкости с получением щелока с низким содержанием железа. Осажденное железо и невыщелоченную руду можно отделить в ходе одной стадии разделения твердого вещества и жидкости. Однако следует учесть, что невыщелоченную руду можно отделить на первой стадии разделения твердого вещества и жидкости, а затем повысить рН для осаждения железа, которое затем можно отделить на второй стадии разделения твердого вещества и жидкости. Следует учесть также, что стандартные датчики рН предназначены для измерения в системах с активностью воды около 1. В данном случае активность воды в выщелачивателе заметно меньше 1. Соответственно, значения рН, указанные в данной работе, основаны на использовании стандартных датчиков рН, предназначенных для систем, в которых активность воды примерно равна 1 или меньше, и поэтому фактический рН выщелачивателя измеряется неточно. Однако было установлено, что стандартные датчики рН можно использовать для мониторинга процесса выщелачивания при условии использования диапазонов, указанных в данной работе.
Ей (электрический потенциал относительно 8НЕ (стандартного водородного электрода)) предпочтительно находится в диапазоне 300-700 мВ и более предпочтительно в диапазоне 350-600 мВ. В этом диапазоне железо остается в трехвалентном состоянии. Кроме того, остальные неблагородные металлы (например, никель, кобальт и марганец) остаются в двухвалентном состоянии. Соответственно, Ейпотенциал предпочтительно должен находиться в этом диапазоне в конце стадии выщелачивания (т.е. Ей суспензии щелока 18). Альтернативно, Ей можно удерживать в этом диапазоне в ходе процесса выщелачивания.
Если Ей слишком высок, то неблагородные металлы образуют соединения с более высокой степенью окисления. Например, марганец образует перманганат. Соответственно, Ей, предпочтительно, дол
- 10 009841 жен быть достаточно низким, чтобы цветные металлы оставались в форме хлоридов металлов. Если Еб снижается ниже 700 мВ и предпочтительно ниже 600 мВ в конце или ближе к концу стадии выщелачивания, то некоторое количество окисленных металлов будет иметь тенденцию к превращению в хлориды металлов. Однако некоторое количество этих металлов может не превратиться в хлориды металлов. Соответственно, Еб выщелачивателя предпочтительно должен быть ниже верхней границы диапазона в конце стадии выщелачивания и более предпочтительно Еб выщелачивателя поддерживают на уровне ниже верхней границы диапазона в течение всей (или практически всей) стадии выщелачивания для предотвращения окисления металлов.
Если Еб ниже примерно 300 мВ, железо будет переходить в двухвалентную форму. Соответственно, Еб предпочтительно поддерживать на достаточно высоком уровне для предотвращения перехода железа в двухвалентное состояние. Следует учесть, что, несмотря на то, что значение Еб в течение стадии выщелачивания может варьировать, если Еб будет находиться на желаемом уровне в суспензии щелока 18, железо будет осаждаться в виде гематита и/или магнитного оксида железа, например шпинели.
Если Еб поддерживать достаточно высоким для удержания железа в трехвалентном состоянии, тогда у железа будет проявляться тенденция к немедленному образованию гематита сразу же после выщелачивания, за счет чего будет уменьшаться содержание хлорида, преобразованного в хлорид трехвалентного железа в ходе выщелачивания, и снижаться количество кислоты, которое может потребоваться добавить во время стадии выщелачивания для сохранения желаемого состава выщелачивателя.
Последовательность способа выделения металлов будет далее описана на основании предпочтительного примера осуществления, изображенного на фиг. 1. Раствор с высоким содержанием ценных металлов (щелок в форме суспензии 18) получают на стадии выщелачивания. Остаток (твердые вещества), находящиеся в форме суспензии в щелоке 18, предпочтительно содержит мало цветных ценных металлов, например содержит мало никеля. Щелок-суспензию 18 можно переработать с использованием разнообразных способов для выделения некоторого количества или полного выделения содержащихся в нем металлов. В предпочтительном примере осуществления изобретения, изображенном на фиг. 1, щелок 22 подвергают последовательным стадиям осаждения, чтобы сначала выделить из него неблагородные металлы, такие как медь, марганец, цинк и алюминий, а затем выделить никель и кобальт.
Как показано на фиг. 1, щелок-суспензию 18 подают в стадию разделения твердого вещества и жидкости 20 для обеспечения отделения щелока от содержащихся в нем твердых веществ, т.е. от остатка руды и кристаллических твердых минеральных веществ, содержащих железо. Стадия разделения твердого вещества и жидкости 20 обеспечивает поток обогащенного ценными металлами щелока 22 и поток остатка 24. Способы такого разделения хорошо известны, например использование напорного фильтра или вакуумного фильтра, противоточная декантация или центрифугирование. Могут быть использованы любые способы разделения твердых веществ и жидкости, известные в данной области техники. Как показано на фиг. 1, использована стадия фильтрации и обеспечен поток воды 26 для вымывания захваченного щелока из твердого остатка.
Поток остатка после выщелачивания 24 можно отбросить или его можно обработать для выделения некоторой части или всех содержащихся в нем металлов. В соответствии с описанной здесь стадией выщелачивания значительную часть железа, выщелоченного из руды, гидролизуют и осаждают в виде гематита и/или магнитного оксида железа, например шпинели. Соответственно, поток остатка после выщелачивания 24 может частично содержать магнитный материал, который можно отделить в магнитном сепараторе с получением сырьевого потока, который можно использовать для получения ферроникеля или низколегированных сталей, и потока обработанного остатка. Поток обработанного остатка может содержать относительно малое количество ценных металлов, так что поток обработанного остатка можно сбрасывать как отходы в отстойник для шлама («хвостов»).
Поток обогащенного ценными металлами щелока 22 можно подвергнуть стадии очистки 34, в ходе которой могут быть выделены другие ценные металлы, кроме никеля и кобальта. В предпочтительном примере осуществления изобретения поток обогащенного ценными металлами щелока 22 обрабатывают с целью выделения ценных металлов, кроме никеля и кобальта. Соответственно, поток 22 можно обработать посредством ионного обмена, экстракции растворителем, электролиза или осаждения для выделения этих ценных металлов. Предпочтительно поток 22 обрабатывают посредством добавления химикатов для осаждения марганца, меди, алюминия и/или хрома, которые могут присутствовать, и для сохранения никеля и кобальта в растворе. Например, как показано на фиг. 1, поток обогащенного ценными металлами щелока 22 можно подвергнуть окислению посредством добавления потока окислителя, например газообразного хлора или перекиси водорода, и регулирования рН до диапазона 3-6 с целью осаждения железа и марганца, меди, алюминия и/или хрома, если они присутствуют в щелоке, и получения потока обработанного щелока 40. рН можно отрегулировать различными способами, например посредством добавления средства для регулирования рН с потоком 38. Средством для регулирования рН могут быть основания, например известь, каустическая сода или оксид магния. В особо предпочтительном примере осуществления изобретения средством для регулирования рН является оксид магния. Преимущество использования оксида магния состоит в том, что необходимое количество оксида магния можно получить посредством обработки хлорида магния, содержащегося в отработанном выщелачивателе. Кроме того, добавле
- 11 009841 ние оксида магния не приводит к появлению в щелоке дополнительных ионов, которые, если они будут добавлены, могут потребовать проведения дополнительных стадий обработки. Окислитель добавляют для превращения двухвалентного железа в трехвалентное железо и для сохранения марганца в четырехвалентном состоянии. Если эти металлы отсутствуют в щелоке, нет необходимости добавлять окислитель.
Некоторую часть или весь поток 40 можно подвергнуть стадии разделения твердого вещества и жидкости 42 с получением потока щелока, обедненного металлами, 44 и потока остатка 46. Предпочтительно, поток остатка 46 возвращают в цикл и подают в стадию выщелачивания 16 для выделения магния и совместно осажденных (соосажденных) или адсорбированных ценных металлов, например никеля или кобальта, которые могут присутствовать в потоке остатка 46. Следует учесть, что поток 49 можно обработать с использованием других известных технологий для выделения части или всех содержащихся в нем ценных металлов.
В альтернативном примере осуществления изобретения предусматривается, что осаждение, которое происходит на стадии очистки 34, можно провести в ходе нескольких стадий с получением различных осадков, каждый из которых содержит различные концентрации ценных металлов. Например, железо имеет тенденцию к осаждению при рН в диапазоне 0,5-3, алюминий и хром имеют тенденцию к осаждению при рН в диапазоне 1,5-3,5, а марганец имеет тенденцию к осаждению при рН в диапазоне 3-6. Соответственно, можно получить поток остатка с высоким содержанием алюминия и хрома и поток остатка с высоким содержанием марганца.
Поток обедненного металлами щелока 44 можно подвергнуть другим стадиям обработки для выделения дополнительных ценных металлов. Поток 44 для выделения этих ценных металлов можно обработать посредством ионного обмена, экстракции растворителем, электролиза или осаждения. Предпочтительно, поток 44 обрабатывают посредством добавления химикатов для осаждения кобальта и никеля, которые могут в нем присутствовать. Например, как показано на фиг. 1, поток щелока со сниженным содержанием металлов 44 можно подвергнуть осаждению или регулировке рН до диапазона 6-8,5, предпочтительно 7,5-8,5, чтобы добиться осаждения никеля и кобальта, содержащихся в щелоке, и получить поток обработанного щелока. рН можно отрегулировать различными способами, например посредством добавления средства для регулирования рН с потоком 50. Средством для регулирования рН может быть основание. В особо предпочтительном примере осуществления изобретения средством для регулирования рН является оксид магния. Преимущество использования оксида магния состоит в том, что необходимое количество оксида магния можно получить в самом процессе, и в том, что добавление оксида магния не приводит к появлению в щелоке дополнительных ионов, которые могут потребовать проведения дополнительных стадий обработки.
Как показано на фиг. 1, разделение обычно проводят в две стадии - с выделением никеля и кобальта (если они присутствуют) в относительно чистой форме, например в форме гидроксидов, на первой стадии осаждения 48 и выделения остальных ценных металлов на следующей стадии осаждения 60.
Первую стадию осаждения 48 предпочтительно проводят при рН в диапазоне 6,5-7. рН предпочтительно повышают посредством добавления оксида магния с потоком 50 с получением щелока 52, который подвергают стадии разделения твердых веществ и жидкости 54 с получением остатка 56, содержащего смесь гидроксидов никеля и кобальта, и щелока, обедненного металлами, 58. Поток остатка 56 можно затем обработать для выделения никеля. Остальные ценные металлы можно затем выделить из щелока 58 на стадии осаждения 60 с использованием, предпочтительно, избытка оксида магния, который можно добавить с потоком 62 (предпочтительно с рН в диапазоне 7-8,5), с получением остатка 64, содержащего остаточные количества ценных металлов в форме гидроксидов, и потока отработанного выщелачивателя 66. Остаток 64 можно вернуть в цикл на стадии выщелачивания. Во время этих стадий при необходимости можно добавлять воду.
Поток отработанного выщелачивателя 66 представляет собой раствор хлорида магния. Некоторую часть потока отработанного выщелачивателя 66 или весь этот поток можно вернуть в повторно используемый поток 68 в качестве выщелачивателя для стадии выщелачивания 16. В зависимости от состава отработанного потока 66 и количества воды, добавленного в ходе стадий выделения металлов после стадии выщелачивания 16, может потребоваться регенерация выщелачивателя. Соответственно, некоторую часть потока отработанного выщелачивателя 66 или весь этот поток можно обработать, например, посредством частичного испарения в испарителе 70 с получением возвратного потока 72 хлорида магния, добавления хлорида магния и/или хлористо-водородной кислоты, и вернуть в цикл на стадию выщелачивания 16.
Оксид магния может быть получен из потока отработанного выщелачивателя 66 посредством перевода потока, например, в стадию пирогидролиза 74 с получением потока хлористо-водородной кислоты 76 и потока чистого оксида магния 78, включающего каустическую магнезию. Часть потока хлористоводородной кислоты 76 или весь этот поток можно вернуть в процесс (например, в стадию выщелачивания 16). Часть потока оксида магния 78 или весь этот поток можно использовать в процессе (например, в качестве средства для регулирования рН) и/или выставить на продажу.
Таким образом, в примерах осуществления настоящего изобретения, например в примере, изобра
- 12 009841 женном на фиг. 1, настоящее изобретение предусматривает использование на стадии выщелачивания смесей хлорида магния и хлористо-водородной кислоты. Переход железа в растворимой форме в щелок в виде солюбилизированного хлорида можно регулировать и минимизировать, без необходимости в дорогостоящих стадиях предварительной или заключительной обработки. Твердые вещества, содержащиеся в щелоке, можно удерживать в такой форме, которую можно легко отфильтровать, путем регулирования концентрации и температуры во время стадии выщелачивания. Необходимость испарения воды и регенерации хлористо-водородной кислоты может относиться только к части полученного хлорида магния, которая требует пирогидролиза.
В способе согласно настоящему изобретению отношение Мд/НС1 на стадии выщелачивания можно отрегулировать так, чтобы оно соответствовало специфическим требованиям или характеристикам способа и руды, подаваемой согласно способу. Например, посредством регулирования количества отработанного выщелачивателя, подвергаемого пирогидролизу, можно регулировать количество хлорида магния и хлористо-водородной кислоты, доступных для повторного использования на стадии выщелачивания. В некоторых случаях все хлоридные ионы, содержащиеся в растворе выщелачивателя, могут быть получены из повторно используемых потоков выщелачивателя 68, 72.
Процесс выщелачивания можно проводить непрерывно по меньшей мере в одном баковом реакторе с мешалкой. Предпочтительно используются по меньшей мере два реактора, первый - для добавления латеритовой никелевой руды, а второй - для регулирования содержания железа. Например, как показано на фиг. 2, поток концентрата или руды 10 подается на первую стадию выщелачивания 100. Выщелачиватель добавляют в виде потока 102 с получением первого потока щелока 104, который затем подвергают стадии разделения твердого вещества и жидкости 106 с получением щелока со сниженным содержанием твердых веществ 110 и остатка 108. Щелок со сниженным содержанием твердых веществ 110 можно затем обработать с целью выделения хлоридов металлов, например с использованием последовательных стадий осаждения, как изображено на фиг. 1. Остаток 108 подвергают второй стадии выщелачивания 112 с получением второго щелока 116. Предпочтительно во вторую стадию выщелачивания 112 добавляют дополнительное количество кислоты в виде потока 114 для выщелачивания дополнительного количества ценных металлов из руды. Второй щелок 116 затем подвергают стадии разделения твердого вещества и жидкости 118 с получением твердого остатка 120, который можно обработать с целью выделения ценных металлов (например, гематита), и второго щелока 122, часть которого или весь поток целиком можно вернуть на первую стадию выщелачивания 100 в качестве выщелачивателя 102. Второй щелок можно подвергнуть стадиям регенерации с получением выщелачивателя для первой стадии выщелачивания, и/или на первую стадию выщелачивания 100 могут быть добавлены отдельно дополнительные выщелачиватели. Также следует учесть, что для выщелачивания можно использовать три или более реакторов.
Регулирование процесса можно обеспечить за счет регулирования скоростей добавления латеритовой никелевой руды, и/или выщелачивателя, и/или химического состава выщелачивателя. Например, рН можно регулировать посредством добавления оксида магния, а Ей можно регулировать посредством добавления окислителя.
Процесс выщелачивания можно регулировать любым специфическим способом, известным в данной области техники. Режим выщелачивания, т. е. периодический, непрерывный прямоточный или непрерывный противоточный, можно выбрать в зависимости от конкретной природы руды, подлежащей обработке. Периодический процесс проводится в одном реакторе, и он может осуществляться до конечной точки, заранее заданной на основании желаемых значений рН и Ей конкретной системы в рамках параметров, определенных в настоящем изобретении. Прямоточное выщелачивание предпочтительно для легко выщелачиваемых руд (с низким содержанием железа), тогда как противоточное выщелачивание предпочтительно в случае более трудно выщелачиваемых руд (руд с высоким содержанием железа).
Один из примеров осуществления способа регенерации выщелачивателя состоит в том, что раствор отработанного щелока (чистый раствор МдС12) после выделения никеля и кобальта (описанного выше) подвергают частичному или предварительному испарению. Уровень частичного или предварительного испарения можно снизить или даже вообще исключить посредством подачи газообразного хлористого водорода в чистый раствор МдС12, в частности, перед стадией частичного или предварительного испарения. Газообразный НС1 может быть получен из отходящих газов гидролизера. При таком способе уменьшается или исключается потребность в энергии для испарения воды, и образуется азеотропная хлористо-водородная кислота. Азеотропную кислоту можно вернуть в раствор выщелачивателя, выставить на продажу или использовать каким-либо иным образом.
Поток «чистого раствора МдС12» можно разделить, и часть его подвергнуть пирогидролизу с получением оксида магния. Отходящие газы отводят к НС1 абсорберу и сепаратору. Раствор НС1 можно объединить с оставшейся частью разделенного потока и использовать в качестве регенерированного выщелачивателя. Альтернативно, часть отходящих газов или все отходящие газы можно подать на стадию выщелачивания для повышения концентрации хлористо-водородной кислоты, а также для подачи тепла в реактор, в котором проводится выщелачивание, для обеспечения теплового баланса на стадии выщелачивания.
В другом примере осуществления способа регенерации выщелачивателя отходящие газы из процес
- 13 009841 са пиролиза используют для предварительного испарения концентрированного раствора МдС12 и обогащения этого раствора НС1. При этом возвращается тепло из стадии пирогидролиза.
Как обсуждалось выше, в альтернативном предпочтительном примере осуществления выщелачиватель содержит хлористо-водородную кислоту и смесь хлорида магния и по меньшей мере один дополнительный хлорид металла или катион. Эти дополнительные катионы предпочтительно получают при выщелачивании руды, так что выщелачиватель, который подают в реактор, в котором проводится выщелачивание, содержит большое количество магния, а предпочтительно содержит почти исключительно магний. Дополнительным хлоридом металла является по меньшей мере один из хлорида натрия, хлорида калия, хлорида кальция, хлорида меди и хлорида железа. Предпочтительны хлорид меди, особенно хлорид двухвалентной меди, и хлорид железа, особенно хлорид трехвалентного железа. Если катион выщелачивается из руды, то катион выбран из группы катионов, содержащихся в указанных хлоридах. Количество дополнительного хлорида металла и катионов может составлять примерно 1-25 мас.% от количества хлорида магния, главным образом примерно 5-15 мас.% от количества хлорида магния. Эти хлориды металлов являются дополнительными источниками хлоридных ионов.
В другом альтернативном предпочтительном примере осуществления изобретения выщелачиватель может содержать хлористо-водородную кислоту, хлорид магния и окислитель, и факультативно - дополнительный хлорид металла, описанный выше. Примерами окислителей являются воздух, кислород, хлор, гипохлорит, хлорит, хлорат и перекиси, например перекись водорода. В случае использования газа он может быть диспергирован любыми способами, известными в данной области техники, например - с помощью аэратора. Количество добавляемого окислителя может варьировать в широком диапазоне. Предпочтительно, окислитель добавляют по принципу «по потребности», и это, прежде всего, определяется практическими соображениями. В примерах осуществления настоящего изобретения окислитель предпочтительно добавляют для поддержания желаемого значения Ей (электрического потенциала относительно 8НЕ (стандартного водородного электрода)).
Выщелачивание латеритовой никелевой руды и выделение из нее ценных металлов с использованием выщелачивателей, содержащих дополнительный хлорид металла и/или окислитель, может быть проведено так же, как выщелачивание с использованием выщелачивателя, содержащего хлористоводородную кислоту и хлорид магния.
Предпочтительные аспекты настоящего изобретения предусматривают способ выщелачивания, который снижает или минимизирует экстракцию других ценных металлов, в частности железа и, факультативно, магния, в зависимости от концентрации катионов в выщелачивателе. Железо остается в выщелачивателе в виде осадка, который можно подвергнуть магнитному разделению для использования в производстве ферроникеля или низколегированной нержавеющей стали.
Способ согласно настоящему изобретению не требует предварительной обработки латеритовой никелевой руды для удержания содержащегося в ней железа в относительно инертном состоянии. Способ не приводит к высоким скоростям образования железа в щелоке за счет гидролиза железа. Не требуются внешние агенты для регулирования содержания железа и магния, поскольку все необходимые агенты (МдС12, МдО и НС1) могут быть продуктами или повторно используемыми потоками процесса. Выщелачиватель может быть регенерирован и использован повторно. Может быть получена чистая магнезия, в частности каустическая магнезия.
Особым преимуществом способа согласно настоящему изобретению является то, что высокие скорости экстракции ценных металлов удается получить на стадии выщелачивания, которая проводится при атмосферном давлении. Использование атмосферного давления обеспечивает значительную экономическую выгоду, особенно в области капитальных затрат. Могут быть выделены ценные металлы. Использование химии хлоридов обеспечивает преимущества в проведении способа и снижает капитальные затраты. Выщелачиватель регенерируют и используют повторно, предпочтительно посредством использования стадии пирогидролиза, с получением дополнительного количества хлористо-водородной кислоты из хлора, если это необходимо. Хлорид магния может быть использован повторно на стадии выщелачивания.
Далее настоящее изобретение будет проиллюстрировано приведенными ниже примерами осуществления.
Описание примеров осуществления изобретения
Пример 1.
Была проведена серия лабораторных экспериментов, в которых обрабатывались образцы массой по 100 г смешанной сапролитовой и лимонитовой руды из месторождения Сехол в Гватемале. Смешанная руда имела следующий состав по результатам анализа (количества приведены в мас.%): никель 2,25%; кобальт 0,03%; магний 14,4%; железо 15,2%; кремний 16,0%; кальций < 0,05%; алюминий 0,9%; медь < 0,05%; цинк < 0,05% и хром 0,53%. Эта руда содержала также 20% устойчивой магнетитовой фазы, которая трудно поддается выщелачиванию. Пробы выщелачивали при содержании твердых веществ 20% в течение 4 ч при 100°С в смесях хлорида магния и хлористо-водородной кислоты с различными (1) общей концентрацией хлоридного иона и (2) отношением содержания магния к кислоте. В табл. 1 приведены дополнительные подробности и полученные результаты.
- 14 009841
Таблица 1
Концентрация хлорида % экстракции Начальная концентрация НС!
1.5Ν
Отношение Мд/НС1 0,37 0,14
150 г/л Νί 75,9 71,3
Ее 1,1 10,8
Мд 53,4 40,8
рН 0,89 0,47
Еп 581 619
Отношение Мд/НС1 1,83 1,1 0,75 0,39 0,21
230 г/л Νί 60,5 69,7 81,2 88,1 93,1
Ре 1,1 1,8 2,2 25,1 46,9
Мд 20,9 34,7 52,1 66,2 83,4
рн 2,27 0,427 0,363 0,353 0,299
ЕЬ 357 523 583 614 646
Отношение Мд/НС1 2.5 1,5 1,1 0,6
300 г/л Νί 58,7 72,4 78,5 87,6
Ге 5,2 28,4 16,9 21
Мд 14,8 28,5 38,8 56,3
рН 0,743 0,465 0,518 0,581
ΕΓι 488 563 562 544
Результаты демонстрируют влияние как общей концентрации хлоридного иона (т.е. суммарного вклада хлорида магния и хлористо-водородной кислоты), так и начальной концентрации кислоты. Для данной руды и в использованных условиях оптимальная общая концентрация хлорида составляла примерно 230 г/л, при более высокой концентрации значительным было растворение железа, а при более низкой концентрации снижалась экстракция никеля (и кобальта). Следует также отметить, что в этих примерах 80%-ная экстракция N1 представляет собой почти 100%-ное выделение никеля из немагнитной фракции руды в связи с присутствием в руде устойчивого материала, который трудно выщелачивается. Следует отметить также растворимость железа в растворе, поскольку практически все железо оставалось в осадке в 2Ν растворе НС1. Кобальт и никель выщелачивались из латеритовой никелевой руды, и выходы кобальта были сходны с выходами никеля.
Пример 2.
Пример испытания с противоточным выщелачиванием показан на фиг. 2. Необработанную руду подавали на стадию первого выщелачивания, в которой использовался выщелачиватель, содержавший 360 г/л хлорида магния в хлористо-водородной кислоте, причем хлористо-водородную кислоту получали из возвращенного в цикл выщелачивателя. Стадию первого выщелачивания проводили при 105°С. рН был равен 0,38, Ей составлял примерно 400 мВ, а отношение Мд/НС1, рассчитанное на основе масс, было равно 0,84. Полученную суспензию подавали на стадию разделения твердого вещества и жидкости, в ходе которой отделяли жидкость, содержащую ценные металлы, для дальнейшей обработки. Твердые вещества подавали на стадию второго выщелачивания, для которого подавали хлористо-водородную кислоту в количестве 450 кг/т твердого вещества. Выщелачиватель и в этом случае содержал 360 г/л хлорида магния. Второе выщелачивание проводили при 105°С в течение 4 ч. рН находился в диапазоне 0,680,72, Ей составлял примерно 400 мВ, а отношение Мд/НС1, рассчитанное на основе масс, было равно 0,91. Затем проводили вторую стадию разделения твердого вещества и жидкости; жидкость, содержавшую 1,2 г/л никеля и 0,024 г/л кобальта, возвращали на стадию первого выщелачивания, обеспечивая таким образом возвращение в цикл кислоты, хлорида магния и выщелоченных ценных металлов. Никель и кобальт не осаждали на стадии второго выщелачивания, так как никель и кобальт не выпадают в осадок при рабочих значениях рН. Общий процент экстракции никеля составил 84%, а общий процент экстракции кобальта - 79%.
Пример 3.
Образец латеритовой никелевой руды с относительно низким содержанием железа подвергали выщелачиванию. Состав руды был следующим (количества выражены в мас.%): N1 2,3%, Со 0,03%, Мд 14,4%, 1χ'\\ 15,2%, 8ΐ 16,0%, Са < 0,05%, А1 0,9%, Си < 0,05%, Ζη < 0,05%, Сг 0,5% и Мп 0,18%. Размер частиц руды по данным ситового анализа был равен -100. Время выщелачивания было равно 4 ч, а температура была равна 95°С. При выщелачивании растворы содержали 20% твердых веществ.
Другие подробности относительно способа и полученные результаты приведены в табл. 2. В цикле 1 выщелачиватель не содержал соляной кислоты, а в цикле 2 не добавляли хлорид магния. Соответственно, циклы 1 и 2 были сравнительными циклами.
- 15 009841
Таблица 2
№ цикла 1 2 3 4 5
Начальная концентрация НС1, N - 2,25 2,25 2,25 2,25
Концентрация хлорида (г/л) 120 79 200 230 250
Мд/НС1 (массы) 1 0/1 0,5 0,62 0,7
РН 5,2 0,2 <0 <0 <0
ЕН (мВ) 100 450 520 528 538
Потеря веса руды (%) 2,4 35 46,5 44,4 42,7
Концентрация Νί (г/л) 0,04 2,2 3,54 4,5 4,42
Концентрация Ее (г/л) 0,83 4,5 5,8 9,8 9,8
Экстракция Νί (%) 0 44,0 85,9 87,0 86,5
Осадок из цикла 4 был проанализирован и он содержал 0,47% N1, 0,017% Со, 8,95% Мд и 9,54% Ре. Результаты показывают, что хлорид магния сам по себе не оказывает влияния на выщелачивание никеля, а необходимо дополнительно некоторое количество хлористо-водородной кислоты. Результаты также показывают, что хлористо-водородная кислота сама по себе не так эффективна, как в комбинации с хлоридом магния.
Пример 4.
200 г латеритовой никелевой руды из Гватемалы, содержавшей по результатам анализа 1,72% N1, 0,05% Со, 23,4% Ре, 0,37% Мд и 6,85% Мд, выщелачивали прямоточным способом в течение 4 ч при 105°С в растворе, содержавшем 360 г/л хлорида магния (91,8 г/л Мд) при различных отношениях количества кислоты к количеству руды (кг 100%-ной НС1 на тонну сухой руды), как показано ниже в табл. 3. Значение Ей во всех циклах было равно 400 мВ.
Таблица 3
Испытание Экстракция металлов, концентрация
Νί, % Νί, г/л Со, % Со, г/л Ре, % Ре, г/л Мп, % Мп, г/л Мд, г/л
200 кг/т 58,5 2,65 53,7 0,06 15,9 10,3 77,6 0,75 75
300 кг/т 67,8 2,95 61,4 0,07 26,9 23 80,5 0,82 80
450 кг/т 76,6 3,13 65,0 0,08 37,1 30 85,0 0,8 78
600 кг/т 89,2 3,10 72,6 0,06 72,2 42 89,9 0,75 75
Как и в примере 1, было показано, что существует количество кислоты, оптимальное для максимизации экстракции никеля и кобальта. Эти испытания также продемонстрировали, что использование высокой концентрации магния в растворе выщелачивателя может препятствовать растворению магния, содержащегося в руде, так как исходная концентрация магния в растворе была равна 91,8 г/л. Однако высокая концентрация магния не препятствует выщелачиванию никеля и кобальта. Следует указать, что эти руды содержали примерно 25% устойчивой магнитной фракции с содержанием никеля и кобальта, сходным с их содержанием в основе руды. Поэтому экстракция никеля при 450 кг/т НС1 является практически 100%-ной экстракцией из немагнитной фракции.
Пример 5.
Конечные фильтраты из испытаний с прямоточным выщелачиванием, приведенных в табл. 3, значения рН которых находились в диапазоне между -0,2 и 0,5 (в зависимости от отношения «кислота/руда»), приводили в контакт со свежим минералом при содержании твердых веществ, равном 35%, и проводили реакцию в течение 6 ч при 105°С. Это пример противоточного выщелачивания. Полученные конечные концентрации железа варьировали от 0,4 до 0,9 г/л, анализ конечного фильтрата показал, что железо на 100% было в форме двухвалентного иона. Результирующие фильтраты затем подвергали дополнительной сходной процедуре выщелачивания, отличавшейся лишь тем, что реакцию суспензии проводили в окислительных условиях. Было определено, что концентрация железа в конечных фильтратах была < 1 мг/л.
Этот пример показывает, что железо можно эффективно повторно осаждать во время противоточного выщелачивания с использованием только необработанной руды, и при этом не требуется добавления щелочного реагента, например МдО, для обеспечения его удаления из раствора.
Пример 6.
Был приготовлен рассол с хлоридом магния, содержавший 360 г/л МдС12 и 35 г/л РеС13. Затем пробы рассола одинакового объема (150 мл) нейтрализовали до рН 1,8-2,0 одинаковым количеством оксида магния, при этом одну пробу нейтрализовали при 95°С, а другую пробу нейтрализовали при 105°С. Затем проводили реакцию полученных проб в течение одного часа, поддерживая соответствующие температуры постоянными. Результирующие суспензии затем выдерживали в течение ночи.
Высоты осадков твердых веществ в пробах были равны 3,2 см и 1,8 см, соответственно, для температур, равных 95°С и 105°С, что показывает увеличение скорости оседания на 44% при более высокой температуре. В обоих случаях твердые вещества быстро отфильтровывались с помощью вакуумного фильтра, и было показано, что конечное содержание железа в раствор было < 1 мг/л в обоих случаях.
- 16 009841
Этот пример демонстрирует положительное влияние температуры на осаждение железа из рассолов с высоким содержанием хлорида магния в процедурах разделения твердого вещества и жидкости. Такую процедуру можно использовать для отделения железа от растворов хлорида магния в способе согласно настоящему изобретению.

Claims (85)

1. Способ обработки материала, содержащего по меньшей мере один оксид неблагородного металла, в ходе которого материал выщелачивают выщелачивателем, содержащим хлористо-водородную кислоту и по меньшей мере одну хлоридную соль, содержащую катионы с большим числом гидратации, чем у водорода, с получением щелока, причем концентрация хлоридных ионов больше примерно 4,5 молей общего хлорида/литр выщелачивателя, а молярное отношение катионов с большим числом гидратации, чем у водорода к количеству хлористо-водородной кислоты в выщелачивателе лежит в диапазоне от примерно 0,15 до примерно 4,5, при этом указанный материал содержит латеритовую никелевую руду.
2. Способ по п.1, отличающийся тем, что катион выбран из группы, состоящей из щелочных металлов, щелочно-земельных металлов, трехвалентного железа, двухвалентного железа, одновалентной меди, двухвалентной меди и их смесей.
3. Способ по п.1, отличающийся тем, что катион выбран из группы, состоящей из натрия, кальция, калия, лития, магния, трехвалентного железа, двухвалентного железа, одновалентной меди, двухвалентной меди и их смесей.
4. Способ по п.1, отличающийся тем, что перед контактом с материалом катион, по существу, представляет собой катион магния.
5. Способ по п.1, отличающийся тем, что в конце стадии выщелачивания по меньшей мере 25 мас.% катионов являются катионами магния.
6. Способ по п.1, отличающийся тем, что концентрация хлоридных ионов лежит в диапазоне от 4,5 до 14 М.
7. Способ по п.1, отличающийся тем, что концентрация хлоридных ионов лежит в диапазоне от 6 до 12 М.
8. Способ по п.1, отличающийся тем, что молярное отношение катионов в выщелачивателе к количеству НС1 в выщелачивателе лежит в диапазоне от примерно 0,3 до примерно 2,5.
9. Способ по п.1, отличающийся тем, что материал содержит более 25 мас.% железа, а молярное отношение катионов в выщелачивателе к количеству НС1 в выщелачивателе лежит в диапазоне от примерно 0,15 до примерно 3.
10. Способ по п.1, отличающийся тем, что материал содержит более 25 мас.% железа, а молярное отношение катионов в выщелачивателе к количеству НС1 в выщелачивателе лежит в диапазоне от примерно 1 до примерно 2,3.
11. Способ по п.1, отличающийся тем, что материал содержит менее 25 мас.% железа, а молярное отношение катионов в выщелачивателе к количеству НС1 в выщелачивателе лежит в диапазоне от примерно 0,3 до примерно 2.
12. Способ по п.1, отличающийся тем, что материал содержит менее 25 мас.% железа, а молярное отношение катионов в выщелачивателе к количеству НС1 в выщелачивателе лежит в диапазоне от примерно 0,15 до примерно 2,3.
13. Способ по п.1, отличающийся тем, что материал содержит оксидную руду неблагородного металла.
14. Способ по п.1, отличающийся тем, что выщелачивание проводят при температуре, лежащей в диапазоне от примерно 75°С до температуры кипения выщелачивателя.
15. Способ по п.1, отличающийся тем, что выщелачивание проводят при температуре, лежащей в диапазоне от примерно 100°С до температуры кипения выщелачивателя.
16. Способ по п.1, отличающийся тем, что его осуществляют в негерметичном резервуаре.
17. Способ по п.1, отличающийся тем, что Ей является достаточно низким для поддержания неблагородных металлов в выщелачивателе в двухвалентном состоянии и достаточно высоким для поддержания железа в форме трехвалентного железа.
18. Способ по п.1, отличающийся тем, что Ей лежит в диапазоне от 300 до 700 мВ.
19. Способ по п.1, отличающийся тем, что Ей лежит в диапазоне от 350 до 600 мВ.
20. Способ по п.1, отличающийся тем, что рН выщелачивателя, измеренный стандартным оборудованием, в ходе стадии выщелачивания доводят до примерно 3, а для осаждения железа рН выщелачивателя повышают до величины в диапазоне 0,4-2,5.
21. Способ по п.4, отличающийся тем, что рН выщелачивателя, измеренный стандартным оборудованием, в ходе стадии выщелачивания доводят до примерно 2, а для осаждения железа рН выщелачивателя повышают до величины в диапазоне 0,7-2,5.
22. Способ по п.20, отличающийся тем, что щелок содержит солюбилизированный в нем первый металл, содержащий по меньшей мере один металл из меди, алюминия, цинка и хрома, и второй металл,
- 17 009841 содержащий по меньшей мере один металл из никеля и кобальта, а способ дополнительно включает в себя:
(а) отделение щелока с высоким содержанием ценных металлов от материала в ходе первого разделения твердого вещества и жидкости;
(б) повышение рН щелока с получением твердой фракции, содержащей по меньшей мере часть первого металла, и щелока, обедненного первым металлом, и отделение твердой фракции от щелока, обедненного первым металлом, в ходе второй стадии разделения твердого вещества и жидкости;
(в) дальнейшего повышения рН щелока, обедненного первым металлом, с получением щелока, обедненного вторым металлом, и твердой фракции, содержащей второй металл в виде осажденного гидроксида, и отделение твердой фракции, содержащей второй металл, от щелока, обедненного вторым металлом, в ходе третьей стадии разделения твердого вещества и жидкости.
23. Способ по п.22, отличающийся тем, что щелок также содержит по меньшей мере один солюбилизированный металл, выбранный из железа и марганца, а стадия (б) дополнительно включает в себя окисление щелока с высоким содержанием ценного металла.
24. Способ по п.22, отличающийся тем, что щелок также содержит солюбилизированное железо, а стадия (б) дополнительно включает в себя обработку щелока с высоким содержанием ценного металла для преобразования двухвалентного железа в трехвалентное железо.
25. Способ по п.22, отличающийся тем, что щелок также содержит солюбилизированный марганец, а стадия (б) дополнительно включает в себя обработку щелока с высоким содержанием ценного металла для перевода марганца в четырехвалентное состояние.
26. Способ по п.22, отличающийся тем, что катионы содержат марганец, а щелок, обедненный вторым металлом, подвергают стадиям повторной обработки в технологическом цикле для выделения хлорида магния и хлористо-водородной кислоты.
27. Способ по п.22, отличающийся тем, что перед контактом с материалом катион представляет собой катион магния, а щелок, обедненный вторым металлом, обрабатывают с получением раствора, содержащего хлорид магния и хлористо-водородную кислоту, который используют в качестве выщелачивателя.
28. Способ по п.27, отличающийся тем, что на стадии обработки по п.27 также получают оксид магния.
29. Способ по п.28, отличающийся тем, что, по меньшей мере, оксид магния используют в качестве средства для регулирования рН по меньшей мере на одной из стадий (б) и (в), описанных в п.22.
30. Способ по п.29, отличающийся тем, что стадия обработки по п.27 включает в себя частичное испарение и гидролиз.
31. Способ по п.1, отличающийся тем, что выщелачиватель содержит хлористо-водородную кислоту, хлорид магния и по меньшей мере один из: (1) по меньшей мере одного дополнительного хлорида металла, который добавляют в выщелачиватель до контакта выщелачивателя с материалом; (2) по меньшей мере одного дополнительного катиона, который выщелачивается из материала; и (3) окислителя.
32. Способ по п.31, отличающийся тем, что в нем присутствует дополнительный хлорид металла или дополнительный катион.
33. Способ по п.32, отличающийся тем, что дополнительный хлорид металла является по меньшей мере одним из хлорида натрия, хлорида калия, хлорида кальция, хлорида меди и хлорида железа.
34. Способ по п.33, отличающийся тем, что количество дополнительного хлорида металла и катиона составляет от 1 до 25 мас.% от количества хлорида магния.
35. Способ по п.31, отличающийся тем, что в нем присутствует окислитель.
36. Способ по п.35, отличающийся тем, что окислитель является по меньшей мере одним, выбранным из воздуха, кислорода, хлора, гипохлорита, хлорита, хлората, перхлората, перманганата и пероксида.
37. Способ по п.31, отличающийся тем, что в нем присутствуют дополнительный хлорид металла и окислитель.
38. Способ по п.37, отличающийся тем, что дополнительный хлорид металла является по меньшей мере одним, выбранным из хлорида натрия, хлорида калия, хлорида кальция, хлорида меди и хлорида железа, а окислитель является по меньшей мере одним, выбранным из воздуха, кислорода, хлора, гипохлорита, хлорита, хлората и перекиси водорода.
39. Способ по п.32, отличающийся тем, что по меньшей мере часть одного из щелока, обедненного первым металлом, и щелока, обедненного вторым металлом, обрабатывают с целью регенерации выщелачивателя посредством добавления раствора хлорида магния и газообразного хлористого водорода.
40. Способ по п.39, отличающийся тем, что часть одного из щелока, обедненного первым металлом, и щелока, обедненного вторым металлом, подвергают дистилляции для отделения азеотропной хлористоводородной кислоты.
41. Способ по п.40, отличающийся тем, что газообразный хлористый водород смешивают с частью щелока, обедненного первым металлом, и щелока, обедненного вторым металлом, с целью увеличения количества хлористо-водородной кислоты, отделяемой в виде азеотропной хлористо-водородной кисло
- 18 009841 ты.
42. Способ по п.1, отличающийся тем, что материал подвергают действию выщелачивателя без проведения стадии обжига.
43. Способ по п.1, отличающийся тем, что материал получают из лимонитового и сапролитового горизонтов.
44. Способ обработки материала, содержащего по меньшей мере один оксид неблагородного металла, включающий в себя действие на материал выщелачивателя с получением щелока, причем выщелачиватель содержит хлористо-водородную кислоту и по меньшей мере одну хлоридную соль, содержащую катионы с большим числом гидратации, чем у водорода, а концентрация хлоридных ионов и катионов в выщелачивателе выбрана так, чтобы из материала выщелачивалось трехвалентное железо и чтобы к концу процесса выщелачивания осуществлялся гидролиз выщелоченного железа до гематита и/или магнитного оксида железа посредством повышения рН, при этом концентрация хлоридных ионов в выщелачивателе больше примерно 4,5 молей общего хлорида/литр выщелачивателя, а молярное отношение катионов с большим числом гидратации, чем у водорода, к количеству хлористо-водородной кислоты в выщелачивателе лежит в диапазоне от примерно 0,15 до примерно 4,5, а указанный материал содержит латеритовую никелевую руду.
45. Способ по п.44, отличающийся тем, что щелок после выщелачивания содержит остаточные количества хлорида железа.
46. Способ по п.44, отличающийся тем, что катионы включают в себя магний и способ дополнительно включает в себя регулирование концентрации магния в выщелачивателе с целью регулирования количества магния, выщелоченного из материала.
47. Способ по п.44, отличающийся тем, что катионы включают в себя магний и способ дополнительно включает в себя регулирование концентрации магния в выщелачивателе, контактирующем с материалом, для минимизации выщелачивания магния из материала.
48. Способ по п.44, отличающийся тем, что концентрацию катионов с большим числом гидратации, чем у водорода, выбирают так, чтобы снизить активность воды в выщелачивателе.
49. Способ по п.44, отличающийся тем, что материал подвергают действию выщелачивателя без проведения стадии обжига.
50. Способ по п.44, отличающийся тем, что материал является латеритовой никелевой рудой.
51. Способ по п.45, отличающийся тем, что перед контактом с материалом выщелачиватель, по существу, состоит из хлорида магния и хлористо-водородной кислоты.
52. Способ по п.44, отличающийся тем, что материал получают из лимонитового и сапролитового горизонтов.
53. Способ обработки материала, содержащего по меньшей мере один оксид неблагородного металла, включающий в себя действие на материал выщелачивателя с получением щелока, причем выщелачиватель содержит хлористо-водородную кислоту и по меньшей мере одну хлоридную соль, содержащую катионы с большим числом гидратации, чем у водорода, и регулирование Ей выщелачивателя в конце стадии выщелачивания так, чтобы Ей был достаточно низким для удержания неблагородных металлов в выщелачивателе в двухвалентном состоянии, а Ей, рН и температура были достаточно высокими, а количество воды достаточно низким для осаждения железа в форме гематита и/или магнитного оксида железа, при этом концентрация хлоридных ионов в выщелачивателе больше примерно 4,5 молей общего хлорида/литр выщелачивателя, а молярное отношение катионов с большим числом гидратации, чем у водорода, к количеству хлористо-водородной кислоты в выщелачивателе лежит в диапазоне от примерно 0,15 до примерно 4,5, а указанный материал содержит латеритовую никелевую руду.
54. Способ по п.53, отличающийся тем, что Ей является достаточно высоким для того, чтобы хлорид железа, образующийся в ходе выщелачивания, осаждался в виде гематита и/или магнитного оксида железа за счет соответствующего регулирования рН в ходе выщелачивания.
55. Способ по п.53, отличающийся тем, что Ей поддерживают в указанном диапазоне в течение практически всей стадии выщелачивания.
56. Способ по п.53, отличающийся тем, что Ей лежит в диапазоне от 300 до 700 мВ.
57. Способ по п.53, отличающийся тем, что Ей лежит в диапазоне от 350 до 600 мВ.
58. Способ по п.53, отличающийся тем, что рН выщелачивателя, измеренный стандартным оборудованием, в ходе стадии выщелачивания доводят примерно до 3, а для осаждения железа рН выщелачивателя повышают до величины в диапазоне 0,4-2,5.
59. Способ по п.53, отличающийся тем, что рН выщелачивателя, измеренный стандартным оборудованием, в ходе стадии выщелачивания доводят примерно до 2, а для осаждения железа рН выщелачивателя повышают до величины в диапазоне 0,7-2,5.
60. Способ по п.53, отличающийся тем, что до воздействия выщелачивателя на материал катион является катионом магния, а способ дополнительно включает в себя регулирование концентрации магния в выщелачивателе, контактирующем с материалом, так чтобы практически предотвратить выщелачивание магния из материала.
61. Способ по п.53, отличающийся тем, что концентрация катионов с большим числом гидратации,
- 19 009841 чем у водорода, выбрана так, чтобы снизить активность воды в выщелачивателе.
62. Способ по п.53, отличающийся тем, что материал подвергают действию выщелачивателя без проведения стадии обжига.
63. Способ по п.53, отличающийся тем, что материал является латеритовой никелевой рудой.
64. Способ по п.53, отличающийся тем, что перед контактом с материалом выщелачиватель, по существу, состоит из хлорида магния и хлористо-водородной кислоты.
65. Способ по п.53, отличающийся тем, что материал получают из лимонитового и сапролитового горизонтов.
66. Способ выщелачивания ценных металлов из латеритовой никелевой руды, содержащей первый металл, представляющий собой по меньшей мере один металл, выбранный из меди, железа, марганца, алюминия, цинка и хрома, и второй металл, представляющий собой по меньшей мере один металл, выбранный из никеля и кобальта; способ включает в себя:
(а) контакт руды с выщелачивателем, содержащим хлорид магния и хлористо-водородную кислоту с получением щелока с высоким содержанием ценных металлов и остатка после выщелачивания;
(б) отделение щелока с высоким содержанием ценных металлов от остатка после выщелачивания;
(в) повышение рН щелока с получением твердой фракции с высоким содержанием первого металла и щелока с высоким содержанием второго металла и отделение твердой фракции с высоким содержанием первого металла от щелока с высоким содержанием второго металла;
(г) повышение рН щелока с высоким содержанием второго металла с получением щелока с низким содержанием второго металла и твердой фракции с высоким содержанием второго металла, содержащей второй металл, причем концентрация хлоридных ионов в выщелачивателе больше примерно 4,5 молей общего хлорида/литр выщелачивателя, а молярное отношение катионов с большим числом гидратации, чем у водорода, к количеству хлористо-водородной кислоты в выщелачивателе лежит в диапазоне от примерно 0,15 до примерно 4,5.
67. Способ по п.66, отличающийся тем, что он дополнительно включает в себя регулирование рН щелока с высоким содержанием ценных металлов для осаждения железа в виде гематита и/или магнитного оксида железа и удаление осадка до осуществления стадии (в).
68. Способ по п.67, отличающийся тем, что щелок также содержит по меньшей мере один солюбилизированный в нем металл, выбранный из железа и марганца, а стадия (в) дополнительно включает окисление щелока с высоким содержанием ценных металлов.
69. Способ по п.67, отличающийся тем, что щелок также содержит солюбилизированное железо, а стадия (в) дополнительно включает в себя обработку щелока с высоким содержанием ценного металла для преобразования двухвалентного иона железа в трехвалентный ион железа.
70. Способ по п.67, отличающийся тем, что щелок также содержит солюбилизированный марганец, а стадия (в) дополнительно включает в себя обработку щелока с высоким содержанием ценного металла для перевода марганца в четырехвалентное состояние.
71. Способ по п.67, отличающийся тем, что катионы содержат марганец, а щелок с низким содержанием второго металла подвергают стадиям повторной обработки в технологическом цикле для выделения хлорида магния и хлористо-водородной кислоты.
72. Способ по п.71, отличающийся тем, что перед контактом с материалом катион представляет собой катион магния, а щелок с низким содержанием второго металла обрабатывают с получением раствора, содержащего хлорид магния и хлористо-водородную кислоту, который используют в качестве выщелачивателя.
73. Способ по п.72, отличающийся тем, что на стадии обработки по п.71 также получают оксид магния.
74. Способ по п.73, отличающийся тем, что по меньшей мере часть оксида магния используют в качестве средства для регулирования рН по меньшей мере на одной из стадий (в) и (д) по п.66.
75. Способ по п.74, отличающийся тем, что стадия обработки по п.71 включает в себя частичное испарение и гидролиз.
76. Способ по п.66, отличающийся тем, что выщелачиватель дополнительно содержит по меньшей мере один из: (1) по меньшей мере одного дополнительного хлорида металла, который добавляют в выщелачиватель до контакта выщелачивателя с материалом; (2) по меньшей мере одного дополнительного катиона, который выщелачивается из материала; и (3) окислителя.
77. Способ по п.76, отличающийся тем, что в нем присутствует дополнительный хлорид металла или дополнительный катион.
78. Способ по п.77, отличающийся тем, что металл в дополнительном хлориде металла и дополнительный катион является по меньшей мере одним из катионов металлов, содержащихся в хлориде натрия, хлориде калия, хлориде кальция, хлориде меди и хлориде железа.
79. Способ по п.77, отличающийся тем, что количество дополнительного хлорида металла и катиона составляет от 1 до 25 мас.% от количества хлорида магния.
80. Способ по п.77, отличающийся тем, что все количество дополнительного хлорида металла обра
- 20 009841 зуется за счет выщелачивания руды.
81. Способ по п.76, отличающийся тем, что в нем присутствует окислитель.
82. Способ по п.81, отличающийся тем, что окислитель является по меньшей мере одним окислителем, выбранным из воздуха, кислорода, хлора, гипохлорита, хлорита, хлората, перхлората, перманганата и пероксида.
83. Способ по п.76, отличающийся тем, что в нем присутствуют дополнительный хлорид металла и окислитель.
84. Способ по п.83, отличающийся тем, что металл дополнительного хлорида металла и дополнительный катион является по меньшей мере одним из катионов металлов, содержащихся в хлориде натрия, хлориде калия, хлориде кальция, хлориде меди и хлориде железа, а окислитель является по меньшей мере одним окислителем, выбранным из воздуха, кислорода, хлора, гипохлорита, хлорита, хлората и перекиси водорода.
85. Способ по п.84, отличающийся тем, что все количество дополнительного хлорида металла образуется за счет выщелачивания руды.
EA200501824A 2003-05-16 2004-05-14 Способ восстановления металлов из материала, содержащего оксиды неблагородных металлов EA009841B1 (ru)

Applications Claiming Priority (4)

Application Number Priority Date Filing Date Title
US47087103P 2003-05-16 2003-05-16
US49692103P 2003-08-22 2003-08-22
US49692203P 2003-08-22 2003-08-22
PCT/CA2004/000722 WO2004101833A1 (en) 2003-05-16 2004-05-14 A process for the recovery of value metals from material containing base metal oxides

Publications (2)

Publication Number Publication Date
EA200501824A1 EA200501824A1 (ru) 2006-06-30
EA009841B1 true EA009841B1 (ru) 2008-04-28

Family

ID=38565813

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
EA200501824A EA009841B1 (ru) 2003-05-16 2004-05-14 Способ восстановления металлов из материала, содержащего оксиды неблагородных металлов

Country Status (11)

Country Link
US (1) US7329396B2 (ru)
EP (2) EP1900831A1 (ru)
AT (1) ATE374841T1 (ru)
AU (1) AU2004238906A1 (ru)
BR (1) BRPI0410371A (ru)
CA (2) CA2548225A1 (ru)
CL (1) CL2004001045A1 (ru)
DE (1) DE602004009307T2 (ru)
EA (1) EA009841B1 (ru)
ES (1) ES2295867T3 (ru)
WO (1) WO2004101833A1 (ru)

Families Citing this family (59)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
JP2007530778A (ja) 2004-03-25 2007-11-01 インテック・リミテッド 酸化金属材料からの金属の回収
US7604783B2 (en) * 2004-12-22 2009-10-20 Placer Dome Technical Services Limited Reduction of lime consumption when treating refractor gold ores or concentrates
ES2388296T3 (es) 2005-05-13 2012-10-11 Bhp Billiton Ssm Development Pty Ltd Procedimiento mejorado para la lixiviación en pilas de minerales de óxido niquelífero
AU2006246298B2 (en) * 2005-05-13 2011-09-22 Bhp Billiton Ssm Development Pty Ltd An improved process for heap leaching of nickeliferous oxidic ores
AU2006236085C1 (en) * 2005-11-28 2014-02-27 Vale S.A. Process for extraction of nickel, cobalt, and other base metals from laterite ores by using heap leaching and product containing nickel, cobalt, and other metals from laterite ores
KR101329838B1 (ko) * 2005-11-28 2013-11-14 앵글로 오퍼레이션스 리미티드 광석으로부터 유가 금속을 회수하기 위한 염산의존재하에서의 침출 방법
KR20080094898A (ko) * 2005-12-22 2008-10-27 비에이치피 빌리톤 에스에스엠 디벨롭먼트 피티와이 엘티디 고체 황산마그네슘 수화물의 회수법
CA2639796A1 (en) * 2005-12-23 2007-06-28 Neoferric Technologies Inc. Process for recovering iron as hematite from a base metal containing ore material
US8061888B2 (en) * 2006-03-17 2011-11-22 Barrick Gold Corporation Autoclave with underflow dividers
US8252254B2 (en) * 2006-06-15 2012-08-28 Barrick Gold Corporation Process for reduced alkali consumption in the recovery of silver
BRPI0602787B1 (pt) * 2006-07-03 2016-03-08 Vale Do Rio Doce Co processo de controle instantâneo da precipitação do níquel e cobalto presentes na lixívia, utilizando ajuste do ph da solução
WO2008034212A1 (en) * 2006-09-21 2008-03-27 Qit-Fer & Titane Inc. Electrochemical process for the recovery of metallic iron and chlorine values from iron-rich metal chloride wastes
BRPI0612374B1 (pt) * 2006-11-10 2015-08-11 Vale Sa Processo de recuperação de níquel e cobalto a partir de minérios lateríticos empregando resina de troca iônica e produto contendo níquel ou cobalto
CN101842504B (zh) 2007-05-21 2012-11-14 奥贝特铝业有限公司 从铝土矿石中提取铝和铁的工艺
US8961649B2 (en) * 2007-08-29 2015-02-24 Vale Canada Limited System and method for extracting base metal values from oxide ores
WO2009033227A1 (en) * 2007-09-13 2009-03-19 Bhp Billiton Ssm Development Pty Ltd Limonite and saprolite heap leach process
US8003064B2 (en) 2007-09-17 2011-08-23 Freeport-Mcmoran Corporation Controlled copper leach recovery circuit
US8147782B2 (en) * 2007-09-28 2012-04-03 Vale Inco Limited Producing nickel hydroxide suitable for pelletization with iron-containing ore and for stainless steel manufacture
EP2265736A1 (en) * 2008-03-19 2010-12-29 BHP Billiton SSM Technology Pty Ltd. A process for atmospheric leaching of laterite ores using hypersaline leach solution
JP5277448B2 (ja) * 2008-03-20 2013-08-28 リオ ティント フェル エ チタン インコーポレイティド 鉄に富む金属塩化物の廃棄物から金属鉄及び塩素の価値を回収するための電気化学的処理方法
CN101298638B (zh) * 2008-06-27 2010-06-02 中南大学 一种从红土镍矿浸出液分离富集镍钴的方法
EP2430201B1 (en) * 2009-04-30 2018-10-17 World Resources Company Process for recovering metals and metal compounds from mined ore and other metal-bearing raw source materials
US8173086B2 (en) * 2009-07-14 2012-05-08 Vale S.A. Process of recovery of base metals from oxide ores
JP2014508863A (ja) 2011-03-18 2014-04-10 オーバイト アルミナ インコーポレイテッド アルミニウム含有材料から希土類元素を回収する方法
CN104379778B (zh) * 2011-05-02 2017-06-16 三金属矿业有限公司 从复杂氧化物矿和硫化物矿回收铟、银、金和其它稀有金属、贵金属和贱金属的方法
US9410227B2 (en) 2011-05-04 2016-08-09 Orbite Technologies Inc. Processes for recovering rare earth elements from various ores
EP2714594A4 (en) 2011-06-03 2015-05-20 Orbite Aluminae Inc PROCESS FOR PRODUCING HEMATITE
CN102230072B (zh) * 2011-06-10 2015-07-15 武汉科技大学 一种含钒页岩提钒焙烧方法
US9382600B2 (en) 2011-09-16 2016-07-05 Orbite Technologies Inc. Processes for preparing alumina and various other products
BR112014014306A2 (pt) 2011-12-12 2017-07-04 Process Res Ortech Inc separação de ferro de metais valiosos na lixiviação de minérios de laterita
AT512384A1 (de) * 2011-12-16 2013-07-15 Sms Siemag Process Technologies Gmbh Verfahren zur Aufkonzentrierung und Abtrennung von Metallchloriden in/aus einer eisen(III)chloridhaltigen salzsauren Lösung
US8420048B1 (en) 2011-12-20 2013-04-16 Freeport-Mcmoran Corporation System and method for parallel solution extraction of one or more metal values from metal-bearing materials
US9169533B2 (en) 2011-12-20 2015-10-27 Freeport Minerals Corporation System and method including multi-circuit solution extraction for recovery of metal values from metal-bearing materials
JP6025868B2 (ja) 2012-01-10 2016-11-16 オーバイト アルミナ インコーポレイテッドOrbite Aluminae Inc. 赤泥を処理するプロセス
AU2013203808B2 (en) 2012-03-29 2016-07-28 Aem Technologies Inc. Processes for treating fly ashes
WO2013188922A1 (en) * 2012-06-22 2013-12-27 Bhp Billiton Ssm Development Pty Ltd Removal of ferric iron as hematite at atmospheric pressure
RU2597096C2 (ru) 2012-07-12 2016-09-10 Орбит Алюминэ Инк. Способы получения оксида титана и различных других продуктов
ES2451567B1 (es) * 2012-09-26 2015-01-23 Pasek Minerales, S.A.U. Procedimiento de obtención de óxido e hidróxido de magnesio de alta pureza a partir de dunitas
BR112015006536A2 (pt) 2012-09-26 2017-08-08 Orbite Aluminae Inc processos para preparar alumina e cloreto de magnésio por lixiviação com hcl de vários materiais.
US9347111B2 (en) 2012-11-06 2016-05-24 Lixivia, Inc. Making mineral salts from various sources
US9695490B2 (en) 2012-11-07 2017-07-04 Lixivia, Inc. Refining agents for alkaline earth production
US10266912B2 (en) 2012-11-07 2019-04-23 Lixivia, Inc. Processed slag and methods for producing same
CN102936649B (zh) * 2012-11-09 2013-10-09 连云港市东茂矿业有限公司 氧化镍矿焙烧浸出回收镍钴锰铁的方法
BR112015011049A2 (pt) 2012-11-14 2017-07-11 Orbite Aluminae Inc métodos para purificação de íons de alumínio
US20140301919A1 (en) * 2013-03-14 2014-10-09 Vaikuntam I. Lakshmanan Mixed chloride process for the extraction of alumina
AU2014245794A1 (en) * 2013-03-27 2015-11-12 Process Research Ortech Inc. Recovery of nickel in leaching of laterite ores
US9738950B2 (en) 2013-11-06 2017-08-22 Lixivia, Inc. Systems and methods for alkaline earth production
US11078557B2 (en) 2013-11-06 2021-08-03 Lixivia, Inc. Systems and methods for alkaline earth production
JP6672267B2 (ja) 2014-04-28 2020-03-25 リクシヴィア・インコーポレイテッドLixivia, Inc. アルカリ土類炭酸塩の製造方法
CN104109756B (zh) * 2014-07-07 2016-08-24 新疆大正过程环保科技有限公司 高纯氧化铁红湿火一体法装置及高纯氧化铁红的制备方法
CN105063346B (zh) * 2015-08-19 2017-04-05 山西太钢不锈钢股份有限公司 一种降低MgO球团矿焙烧温度的方法
US11162158B2 (en) * 2015-09-18 2021-11-02 The Trustees Of Columbia University In The City Of New York Methods and systems for recovering products from iron and steel slag
CA3066938A1 (en) * 2017-06-14 2018-12-20 Urban Mining Pty Ltd Method for the production of cobalt and associated oxides from various feed materials
US20210198768A1 (en) 2018-05-30 2021-07-01 Lixivia, Inc. Selective Extraction of Metals From Complex Inorganic Sources
CN114555539A (zh) 2019-08-13 2022-05-27 加州理工学院 由含钙岩石和矿物生产氧化钙或普通波特兰水泥的工艺
CN110629015B (zh) * 2019-09-11 2021-01-01 武汉理工大学 一种铁橄榄石型炉渣脱硅方法
CN112095003B (zh) * 2020-08-17 2022-04-08 四川顺应动力电池材料有限公司 一种从红土镍矿中回收多种有价金属及酸碱双介质再生循环的方法
CN112226630B (zh) * 2020-09-17 2022-11-08 四川顺应动力电池材料有限公司 一种用盐酸浸出法提取红土镍矿有价金属元素及酸碱再生循环的方法
US11890572B1 (en) 2022-09-15 2024-02-06 Aspiring Materials Limited Soda magcite composition, methods of manufacture and use in carbon dioxide (CO2) sequestration

Citations (5)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US2036664A (en) * 1933-06-30 1936-04-07 Ernest W Wescott Treatment of lateritic ores
US2105456A (en) * 1937-04-24 1938-01-11 Ventures Ltd Method of treating lateritic ores
US3922164A (en) * 1973-01-25 1975-11-25 Commw Scient Ind Res Org Treatment of ilmenite
WO2002008477A1 (en) * 2000-07-21 2002-01-31 Nichromet Extraction Inc. Method for recovering nickel and cobalt from laterite ores
US6428599B1 (en) * 1995-01-23 2002-08-06 Joseph B. Cashman Iron-rich residue recyclable from the hydrometallurgical processing of flue dust

Family Cites Families (29)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
GB117870A (en) 1917-11-02 1918-08-08 Frederick Tschirner Manufacture of Potassium Compounds from Glauconite and like Minerals.
GB227301A (en) 1924-02-18 1925-01-15 Alexander Nathansohn Improvements in or relating to the extraction of roasted zinciferous ores or metallurgical products
GB239720A (en) 1924-10-06 1925-09-17 Lionel Venn Brown Improvements in and relating to the extraction of metals from their ores
AT255775B (de) 1961-07-24 1967-07-25 Politechnika Warszawska Verfahren zur Herstellung von Nickel und Kobalt in elementarer Form oder in Form ihrer Oxyde oder Hydroxyde aus armen Silikaterzen und aus Hüttenabfällen
US3232750A (en) 1962-06-09 1966-02-01 Politechnika Warszawska Method for obtaining nickel and cobalt from ores not containing sulphide compounds of these metals, and from concentrates obtained by the method
BE759090A (fr) 1969-11-19 1971-04-30 Nickel Le Procede pour la recuperation du nickel et du cobalt a partir demineraislateritiques
US4042664A (en) * 1970-05-26 1977-08-16 Deepsea Ventures, Inc. Method for separating metal constituents from ocean floor nodules
ZA718300B (en) * 1970-12-30 1972-09-27 Broken Hill Pty Co Ltd Processing of manganese ores
ZA746930B (en) 1973-11-14 1975-11-26 Ici Australia Ltd Process for recovering nickel and cobalt
CA1131916A (en) 1974-03-04 1982-09-21 Verner B. Sefton Activated roasting of high magnesium nickeliferous laterites and garnierites
CA1050278A (en) 1975-06-10 1979-03-13 Inco Limited Leaching limonitic ores
GB1510676A (en) 1975-06-18 1978-05-10 Cronjaeger H Process for extraction of metals
FR2340376A1 (fr) 1976-02-06 1977-09-02 Minemet Rech Sa Procede hydrometallurgique pour la dissolution selective de melanges de composes oxygenes
US4200455A (en) 1978-10-18 1980-04-29 Uop Inc. Hydrometallurgical recovery of metal values
US4614543A (en) 1985-01-31 1986-09-30 Amax Inc. Mixed lixiviant for separate recovery of zinc and lead from iron-containing waste materials
CA1277144C (en) 1986-11-21 1990-12-04 G. Bryn Harris Production of magnesium metal from magnesium containing materials
AT388392B (de) 1987-06-26 1989-06-12 Veitscher Magnesitwerke Ag Verfahren zur herstellung von reinem, insbesondere zur herstellung feuerfester erzeugnisse geeignetem magnesiumoxid
US5089412A (en) * 1987-07-10 1992-02-18 Gb Biotech Inc. Bacteria for oxidizing multimetallic sulphide ores
NO167648C (no) 1989-06-09 1991-11-27 Norsk Hydro As Fremgangsmaate for fremstilling av magnesiumklorid.
US5571308A (en) * 1995-07-17 1996-11-05 Bhp Minerals International Inc. Method for recovering nickel from high magnesium-containing Ni-Fe-Mg lateritic ore
US5718874A (en) 1996-12-19 1998-02-17 Thomson Consumer Electronics, Inc. Solvent extraction method of separating ferric chloride from nickel chloride
NO308352B1 (no) 1997-06-20 2000-09-04 Norsk Hydro As Prosess for Õ fremstille vannfri MgCl2
RU2118406C1 (ru) 1998-01-29 1998-08-27 Анатолий Афанасьевич Шелконогов Способ производства магния из оксидно-хлоридного сырья
NO313244B1 (no) 1998-07-08 2002-09-02 Crew Dev Corp Fremgangsmåte for isolering og produksjon av magnesitt eller magnesiumklorid
US20020152845A1 (en) 1999-04-28 2002-10-24 Fleming Christopher A. Oxidative pressure leach recovery of precious metals using halide ions
US6770249B1 (en) 1999-09-27 2004-08-03 Chester W. Whitman Process to selectively recover metals from waste dusts, sludges and ores
US6395242B1 (en) 1999-10-01 2002-05-28 Noranda Inc. Production of zinc oxide from complex sulfide concentrates using chloride processing
US6261527B1 (en) 1999-11-03 2001-07-17 Bhp Minerals International Inc. Atmospheric leach process for the recovery of nickel and cobalt from limonite and saprolite ores
AUPQ886300A0 (en) 2000-07-19 2000-08-10 Canopean Pty Ltd Process for extraction of metals

Patent Citations (5)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US2036664A (en) * 1933-06-30 1936-04-07 Ernest W Wescott Treatment of lateritic ores
US2105456A (en) * 1937-04-24 1938-01-11 Ventures Ltd Method of treating lateritic ores
US3922164A (en) * 1973-01-25 1975-11-25 Commw Scient Ind Res Org Treatment of ilmenite
US6428599B1 (en) * 1995-01-23 2002-08-06 Joseph B. Cashman Iron-rich residue recyclable from the hydrometallurgical processing of flue dust
WO2002008477A1 (en) * 2000-07-21 2002-01-31 Nichromet Extraction Inc. Method for recovering nickel and cobalt from laterite ores

Also Published As

Publication number Publication date
DE602004009307D1 (de) 2007-11-15
US7329396B2 (en) 2008-02-12
EA200501824A1 (ru) 2006-06-30
CL2004001045A1 (es) 2005-06-03
CA2467288A1 (en) 2004-11-16
EP1627087A1 (en) 2006-02-22
EP1627087B1 (en) 2007-10-03
ATE374841T1 (de) 2007-10-15
EP1900831A1 (en) 2008-03-19
CA2548225A1 (en) 2004-11-16
US20040228783A1 (en) 2004-11-18
DE602004009307T2 (de) 2008-07-10
AU2004238906A1 (en) 2004-11-25
ES2295867T3 (es) 2008-04-16
WO2004101833A1 (en) 2004-11-25
CA2467288C (en) 2006-11-14
BRPI0410371A (pt) 2006-05-30

Similar Documents

Publication Publication Date Title
EA009841B1 (ru) Способ восстановления металлов из материала, содержащего оксиды неблагородных металлов
US8323377B2 (en) Recovery of metals from oxidised metalliferous materials
US6843976B2 (en) Reduction of zinc oxide from complex sulfide concentrates using chloride processing
US8585991B2 (en) Method for recovering indium, silver, gold and rare, precious and base metals from complex oxide and sulfide ores
US20090241731A1 (en) System and method for extracting base metal values from oxide ores
AU2006326812A1 (en) Process for recovering iron as hematite from a base metal containing ore material
US4150976A (en) Method for the recovery of metallic copper
US20230220516A1 (en) Process for recovering titanium dioxide
CN115427592A (zh) 从炉渣材料中回收钒
EP0155250B1 (en) A method for recovering the metal values from materials containing iron
WO2020237312A1 (en) Recovery of titanium products from titanomagnetite ores
GB1565752A (en) Hydrometallurgical process for the selective dissolution of mixtures of oxytgen-containing metal compounds
AU2022359466A1 (en) Process for recovering value metals from nickel and cobalt bearing lateritic ore
RU2744291C1 (ru) Способ выделения оксида меди (I) Cu2O из многокомпонентных сульфатных растворов тяжелых цветных металлов
NO152798B (no) Fremgangsmaate ved opploesning av ikke-jern-metaller i oksygenholdige forbindelser
WO2007071021A1 (en) Process for recovering a base metal from a sulfide ore material
US3980752A (en) Precipitation of nickel, cobalt, lead sulphides in presence of iron oxides or hydroxides
AU2013211472B2 (en) System and method for extracting base metal values from oxide ores
AU2005225462B2 (en) Recovery of metals from oxidised metalliferous materials
KR930006088B1 (ko) 금속황화물로부터 금속과 황원소를 습식야금학적으로 회수하는 방법

Legal Events

Date Code Title Description
TC4A Change in name of a patent proprietor in a eurasian patent
MM4A Lapse of a eurasian patent due to non-payment of renewal fees within the time limit in the following designated state(s)

Designated state(s): AM AZ BY KZ KG MD TJ TM RU