EA010771B1 - Extraction of nickel and cobalt from a resin eluate stream - Google Patents
Extraction of nickel and cobalt from a resin eluate stream Download PDFInfo
- Publication number
- EA010771B1 EA010771B1 EA200701407A EA200701407A EA010771B1 EA 010771 B1 EA010771 B1 EA 010771B1 EA 200701407 A EA200701407 A EA 200701407A EA 200701407 A EA200701407 A EA 200701407A EA 010771 B1 EA010771 B1 EA 010771B1
- Authority
- EA
- Eurasian Patent Office
- Prior art keywords
- nickel
- cobalt
- resin
- acid
- eluate
- Prior art date
Links
- PXHVJJICTQNCMI-UHFFFAOYSA-N Nickel Chemical compound [Ni] PXHVJJICTQNCMI-UHFFFAOYSA-N 0.000 title claims abstract description 233
- 229910052759 nickel Inorganic materials 0.000 title claims abstract description 113
- 229910017052 cobalt Inorganic materials 0.000 title claims abstract description 109
- 239000010941 cobalt Substances 0.000 title claims abstract description 109
- GUTLYIVDDKVIGB-UHFFFAOYSA-N cobalt atom Chemical compound [Co] GUTLYIVDDKVIGB-UHFFFAOYSA-N 0.000 title claims abstract description 109
- 239000011347 resin Substances 0.000 title claims abstract description 79
- 229920005989 resin Polymers 0.000 title claims abstract description 79
- 238000000605 extraction Methods 0.000 title claims description 15
- 238000000034 method Methods 0.000 claims abstract description 73
- 239000012535 impurity Substances 0.000 claims abstract description 24
- 238000011084 recovery Methods 0.000 claims abstract description 21
- BFDHFSHZJLFAMC-UHFFFAOYSA-L nickel(ii) hydroxide Chemical compound [OH-].[OH-].[Ni+2] BFDHFSHZJLFAMC-UHFFFAOYSA-L 0.000 claims abstract description 19
- 229910052802 copper Inorganic materials 0.000 claims abstract description 18
- 239000010949 copper Substances 0.000 claims abstract description 18
- 229910052748 manganese Inorganic materials 0.000 claims abstract description 17
- 239000011572 manganese Substances 0.000 claims abstract description 17
- RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N Copper Chemical compound [Cu] RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 15
- PWHULOQIROXLJO-UHFFFAOYSA-N Manganese Chemical compound [Mn] PWHULOQIROXLJO-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 14
- HCHKCACWOHOZIP-UHFFFAOYSA-N Zinc Chemical compound [Zn] HCHKCACWOHOZIP-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 13
- 239000011701 zinc Substances 0.000 claims abstract description 13
- 229910052725 zinc Inorganic materials 0.000 claims abstract description 13
- 239000003153 chemical reaction reagent Substances 0.000 claims abstract description 11
- 230000003472 neutralizing effect Effects 0.000 claims abstract description 10
- XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N Iron Chemical compound [Fe] XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 65
- 239000002253 acid Substances 0.000 claims description 57
- 238000002386 leaching Methods 0.000 claims description 55
- QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N Sulfuric acid Chemical compound OS(O)(=O)=O QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 46
- 239000010802 sludge Substances 0.000 claims description 36
- 229910052742 iron Inorganic materials 0.000 claims description 32
- 238000003795 desorption Methods 0.000 claims description 23
- 239000011777 magnesium Substances 0.000 claims description 22
- 229910052751 metal Inorganic materials 0.000 claims description 22
- 239000002184 metal Substances 0.000 claims description 22
- FYYHWMGAXLPEAU-UHFFFAOYSA-N Magnesium Chemical compound [Mg] FYYHWMGAXLPEAU-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 21
- 229910052749 magnesium Inorganic materials 0.000 claims description 21
- CWYNVVGOOAEACU-UHFFFAOYSA-N Fe2+ Chemical compound [Fe+2] CWYNVVGOOAEACU-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 19
- HEMHJVSKTPXQMS-UHFFFAOYSA-M Sodium hydroxide Chemical group [OH-].[Na+] HEMHJVSKTPXQMS-UHFFFAOYSA-M 0.000 claims description 18
- 229910052598 goethite Inorganic materials 0.000 claims description 17
- AEIXRCIKZIZYPM-UHFFFAOYSA-M hydroxy(oxo)iron Chemical compound [O][Fe]O AEIXRCIKZIZYPM-UHFFFAOYSA-M 0.000 claims description 17
- 238000001556 precipitation Methods 0.000 claims description 17
- 239000002002 slurry Substances 0.000 claims description 17
- UCKMPCXJQFINFW-UHFFFAOYSA-N Sulphide Chemical compound [S-2] UCKMPCXJQFINFW-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 15
- INPLXZPZQSLHBR-UHFFFAOYSA-N cobalt(2+);sulfide Chemical compound [S-2].[Co+2] INPLXZPZQSLHBR-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 12
- 229910001710 laterite Inorganic materials 0.000 claims description 11
- 239000011504 laterite Substances 0.000 claims description 11
- 238000000926 separation method Methods 0.000 claims description 10
- NWUYHJFMYQTDRP-UHFFFAOYSA-N 1,2-bis(ethenyl)benzene;1-ethenyl-2-ethylbenzene;styrene Chemical compound C=CC1=CC=CC=C1.CCC1=CC=CC=C1C=C.C=CC1=CC=CC=C1C=C NWUYHJFMYQTDRP-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 8
- 239000003456 ion exchange resin Substances 0.000 claims description 8
- 229920003303 ion-exchange polymer Polymers 0.000 claims description 8
- 150000002739 metals Chemical class 0.000 claims description 8
- VTYYLEPIZMXCLO-UHFFFAOYSA-L Calcium carbonate Chemical compound [Ca+2].[O-]C([O-])=O VTYYLEPIZMXCLO-UHFFFAOYSA-L 0.000 claims description 6
- VEXZGXHMUGYJMC-UHFFFAOYSA-N Hydrochloric acid Chemical compound Cl VEXZGXHMUGYJMC-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 6
- 229910052782 aluminium Inorganic materials 0.000 claims description 6
- XAGFODPZIPBFFR-UHFFFAOYSA-N aluminium Chemical compound [Al] XAGFODPZIPBFFR-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 6
- VYZAMTAEIAYCRO-UHFFFAOYSA-N Chromium Chemical compound [Cr] VYZAMTAEIAYCRO-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 5
- VTLYFUHAOXGGBS-UHFFFAOYSA-N Fe3+ Chemical compound [Fe+3] VTLYFUHAOXGGBS-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 5
- 239000003795 chemical substances by application Substances 0.000 claims description 5
- 229910052804 chromium Inorganic materials 0.000 claims description 5
- 239000011651 chromium Substances 0.000 claims description 5
- NBZBKCUXIYYUSX-UHFFFAOYSA-N iminodiacetic acid Chemical group OC(=O)CNCC(O)=O NBZBKCUXIYYUSX-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 5
- CDBYLPFSWZWCQE-UHFFFAOYSA-L Sodium Carbonate Chemical compound [Na+].[Na+].[O-]C([O-])=O CDBYLPFSWZWCQE-UHFFFAOYSA-L 0.000 claims description 4
- 239000011575 calcium Substances 0.000 claims description 4
- 229910052791 calcium Inorganic materials 0.000 claims description 4
- 229910001429 cobalt ion Inorganic materials 0.000 claims description 4
- XLJKHNWPARRRJB-UHFFFAOYSA-N cobalt(2+) Chemical compound [Co+2] XLJKHNWPARRRJB-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 4
- 239000000395 magnesium oxide Substances 0.000 claims description 4
- CPLXHLVBOLITMK-UHFFFAOYSA-N magnesium oxide Inorganic materials [Mg]=O CPLXHLVBOLITMK-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 4
- 229910001453 nickel ion Inorganic materials 0.000 claims description 4
- HYHCSLBZRBJJCH-UHFFFAOYSA-M sodium hydrosulfide Chemical group [Na+].[SH-] HYHCSLBZRBJJCH-UHFFFAOYSA-M 0.000 claims description 4
- RSWGJHLUYNHPMX-UHFFFAOYSA-N 1,4a-dimethyl-7-propan-2-yl-2,3,4,4b,5,6,10,10a-octahydrophenanthrene-1-carboxylic acid Chemical compound C12CCC(C(C)C)=CC2=CCC2C1(C)CCCC2(C)C(O)=O RSWGJHLUYNHPMX-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 3
- OYPRJOBELJOOCE-UHFFFAOYSA-N Calcium Chemical compound [Ca] OYPRJOBELJOOCE-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 3
- RWSOTUBLDIXVET-UHFFFAOYSA-N Dihydrogen sulfide Chemical compound S RWSOTUBLDIXVET-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 3
- 229910000019 calcium carbonate Inorganic materials 0.000 claims description 3
- 238000010586 diagram Methods 0.000 claims description 3
- 229910001447 ferric ion Inorganic materials 0.000 claims description 3
- 229910000037 hydrogen sulfide Inorganic materials 0.000 claims description 3
- AXZKOIWUVFPNLO-UHFFFAOYSA-N magnesium;oxygen(2-) Chemical compound [O-2].[Mg+2] AXZKOIWUVFPNLO-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 3
- ZOCLAPYLSUCOGI-UHFFFAOYSA-M potassium hydrosulfide Chemical compound [SH-].[K+] ZOCLAPYLSUCOGI-UHFFFAOYSA-M 0.000 claims description 3
- 239000012141 concentrate Substances 0.000 claims description 2
- ZLNQQNXFFQJAID-UHFFFAOYSA-L magnesium carbonate Chemical compound [Mg+2].[O-]C([O-])=O ZLNQQNXFFQJAID-UHFFFAOYSA-L 0.000 claims description 2
- 239000001095 magnesium carbonate Substances 0.000 claims description 2
- 229910000021 magnesium carbonate Inorganic materials 0.000 claims description 2
- 230000001590 oxidative effect Effects 0.000 claims description 2
- 229910000029 sodium carbonate Inorganic materials 0.000 claims description 2
- WWNBZGLDODTKEM-UHFFFAOYSA-N sulfanylidenenickel Chemical compound [Ni]=S WWNBZGLDODTKEM-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 2
- 239000000945 filler Substances 0.000 claims 1
- 230000002378 acidificating effect Effects 0.000 abstract description 6
- 239000000243 solution Substances 0.000 description 63
- 238000012360 testing method Methods 0.000 description 23
- 239000007788 liquid Substances 0.000 description 18
- 239000000047 product Substances 0.000 description 18
- 238000012545 processing Methods 0.000 description 15
- 229910000863 Ferronickel Inorganic materials 0.000 description 13
- 230000008021 deposition Effects 0.000 description 11
- 238000004140 cleaning Methods 0.000 description 10
- 239000002244 precipitate Substances 0.000 description 10
- 239000007787 solid Substances 0.000 description 10
- 238000004519 manufacturing process Methods 0.000 description 8
- 238000003723 Smelting Methods 0.000 description 7
- 238000006386 neutralization reaction Methods 0.000 description 7
- 235000019738 Limestone Nutrition 0.000 description 6
- 239000006028 limestone Substances 0.000 description 6
- XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-M hydroxide Chemical compound [OH-] XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-M 0.000 description 5
- 238000005342 ion exchange Methods 0.000 description 5
- UQSXHKLRYXJYBZ-UHFFFAOYSA-N iron oxide Inorganic materials [Fe]=O UQSXHKLRYXJYBZ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 5
- 238000000746 purification Methods 0.000 description 5
- 235000011121 sodium hydroxide Nutrition 0.000 description 5
- XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N water Substances O XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 5
- 238000009854 hydrometallurgy Methods 0.000 description 4
- 229910052935 jarosite Inorganic materials 0.000 description 4
- WPBNNNQJVZRUHP-UHFFFAOYSA-L manganese(2+);methyl n-[[2-(methoxycarbonylcarbamothioylamino)phenyl]carbamothioyl]carbamate;n-[2-(sulfidocarbothioylamino)ethyl]carbamodithioate Chemical compound [Mn+2].[S-]C(=S)NCCNC([S-])=S.COC(=O)NC(=S)NC1=CC=CC=C1NC(=S)NC(=O)OC WPBNNNQJVZRUHP-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 4
- 239000000463 material Substances 0.000 description 4
- 238000005065 mining Methods 0.000 description 4
- QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-L Sulfate Chemical compound [O-]S([O-])(=O)=O QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 3
- 239000000706 filtrate Substances 0.000 description 3
- 235000013980 iron oxide Nutrition 0.000 description 3
- 239000000203 mixture Substances 0.000 description 3
- 239000005416 organic matter Substances 0.000 description 3
- 230000001376 precipitating effect Effects 0.000 description 3
- 239000002994 raw material Substances 0.000 description 3
- 238000007670 refining Methods 0.000 description 3
- 238000005406 washing Methods 0.000 description 3
- IJGRMHOSHXDMSA-UHFFFAOYSA-N Atomic nitrogen Chemical compound N#N IJGRMHOSHXDMSA-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- VYPSYNLAJGMNEJ-UHFFFAOYSA-N Silicium dioxide Chemical compound O=[Si]=O VYPSYNLAJGMNEJ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- FAPWRFPIFSIZLT-UHFFFAOYSA-M Sodium chloride Chemical compound [Na+].[Cl-] FAPWRFPIFSIZLT-UHFFFAOYSA-M 0.000 description 2
- NINIDFKCEFEMDL-UHFFFAOYSA-N Sulfur Chemical compound [S] NINIDFKCEFEMDL-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- RAHZWNYVWXNFOC-UHFFFAOYSA-N Sulphur dioxide Chemical compound O=S=O RAHZWNYVWXNFOC-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- AXCZMVOFGPJBDE-UHFFFAOYSA-L calcium dihydroxide Chemical compound [OH-].[OH-].[Ca+2] AXCZMVOFGPJBDE-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 2
- 239000000920 calcium hydroxide Substances 0.000 description 2
- 235000011116 calcium hydroxide Nutrition 0.000 description 2
- 229910001861 calcium hydroxide Inorganic materials 0.000 description 2
- 238000000921 elemental analysis Methods 0.000 description 2
- 238000005516 engineering process Methods 0.000 description 2
- 239000000284 extract Substances 0.000 description 2
- 125000000524 functional group Chemical group 0.000 description 2
- 150000002500 ions Chemical class 0.000 description 2
- 235000014413 iron hydroxide Nutrition 0.000 description 2
- NCNCGGDMXMBVIA-UHFFFAOYSA-L iron(ii) hydroxide Chemical compound [OH-].[OH-].[Fe+2] NCNCGGDMXMBVIA-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 2
- 230000014759 maintenance of location Effects 0.000 description 2
- 238000002156 mixing Methods 0.000 description 2
- 239000003960 organic solvent Substances 0.000 description 2
- 230000003647 oxidation Effects 0.000 description 2
- 238000007254 oxidation reaction Methods 0.000 description 2
- 238000002360 preparation method Methods 0.000 description 2
- 238000010561 standard procedure Methods 0.000 description 2
- 239000000126 substance Substances 0.000 description 2
- 239000011593 sulfur Substances 0.000 description 2
- 229910052717 sulfur Inorganic materials 0.000 description 2
- 239000008399 tap water Substances 0.000 description 2
- 235000020679 tap water Nutrition 0.000 description 2
- 230000007704 transition Effects 0.000 description 2
- 239000002699 waste material Substances 0.000 description 2
- ATRRKUHOCOJYRX-UHFFFAOYSA-N Ammonium bicarbonate Chemical compound [NH4+].OC([O-])=O ATRRKUHOCOJYRX-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 235000008733 Citrus aurantifolia Nutrition 0.000 description 1
- UFHFLCQGNIYNRP-UHFFFAOYSA-N Hydrogen Chemical compound [H][H] UFHFLCQGNIYNRP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- BPQQTUXANYXVAA-UHFFFAOYSA-N Orthosilicate Chemical compound [O-][Si]([O-])([O-])[O-] BPQQTUXANYXVAA-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- LSNNMFCWUKXFEE-UHFFFAOYSA-N Sulfurous acid Chemical compound OS(O)=O LSNNMFCWUKXFEE-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 235000011941 Tilia x europaea Nutrition 0.000 description 1
- YTQVNYGLBGECJA-UHFFFAOYSA-L [Fe].[Ni](O)O Chemical compound [Fe].[Ni](O)O YTQVNYGLBGECJA-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 1
- 238000009825 accumulation Methods 0.000 description 1
- 238000010306 acid treatment Methods 0.000 description 1
- 150000007513 acids Chemical class 0.000 description 1
- 239000012670 alkaline solution Substances 0.000 description 1
- 239000001099 ammonium carbonate Substances 0.000 description 1
- 235000012501 ammonium carbonate Nutrition 0.000 description 1
- 238000004458 analytical method Methods 0.000 description 1
- 239000007864 aqueous solution Substances 0.000 description 1
- 230000015572 biosynthetic process Effects 0.000 description 1
- 238000006243 chemical reaction Methods 0.000 description 1
- 239000003638 chemical reducing agent Substances 0.000 description 1
- MZZUATUOLXMCEY-UHFFFAOYSA-N cobalt manganese Chemical compound [Mn].[Co] MZZUATUOLXMCEY-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 239000000356 contaminant Substances 0.000 description 1
- 238000010908 decantation Methods 0.000 description 1
- 238000004090 dissolution Methods 0.000 description 1
- WBZKQQHYRPRKNJ-UHFFFAOYSA-L disulfite Chemical compound [O-]S(=O)S([O-])(=O)=O WBZKQQHYRPRKNJ-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 1
- 238000001035 drying Methods 0.000 description 1
- 238000010891 electric arc Methods 0.000 description 1
- 230000005611 electricity Effects 0.000 description 1
- 238000005868 electrolysis reaction Methods 0.000 description 1
- 238000010828 elution Methods 0.000 description 1
- 238000004134 energy conservation Methods 0.000 description 1
- 238000011156 evaluation Methods 0.000 description 1
- 238000011049 filling Methods 0.000 description 1
- 238000010304 firing Methods 0.000 description 1
- 238000011010 flushing procedure Methods 0.000 description 1
- 238000005194 fractionation Methods 0.000 description 1
- 230000005484 gravity Effects 0.000 description 1
- 208000006454 hepatitis Diseases 0.000 description 1
- 231100000283 hepatitis Toxicity 0.000 description 1
- 229910052739 hydrogen Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000001257 hydrogen Substances 0.000 description 1
- 229910052500 inorganic mineral Inorganic materials 0.000 description 1
- VBMVTYDPPZVILR-UHFFFAOYSA-N iron(2+);oxygen(2-) Chemical class [O-2].[Fe+2] VBMVTYDPPZVILR-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- JEIPFZHSYJVQDO-UHFFFAOYSA-N iron(III) oxide Inorganic materials O=[Fe]O[Fe]=O JEIPFZHSYJVQDO-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 239000004571 lime Substances 0.000 description 1
- 239000007791 liquid phase Substances 0.000 description 1
- 238000011068 loading method Methods 0.000 description 1
- 235000010755 mineral Nutrition 0.000 description 1
- 239000011707 mineral Substances 0.000 description 1
- 229910052757 nitrogen Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000012299 nitrogen atmosphere Substances 0.000 description 1
- 239000002245 particle Substances 0.000 description 1
- 239000000843 powder Substances 0.000 description 1
- 239000013055 pulp slurry Substances 0.000 description 1
- 238000009853 pyrometallurgy Methods 0.000 description 1
- 238000011946 reduction process Methods 0.000 description 1
- -1 saprolite Chemical compound 0.000 description 1
- 229920006395 saturated elastomer Polymers 0.000 description 1
- 238000007873 sieving Methods 0.000 description 1
- 239000000377 silicon dioxide Substances 0.000 description 1
- 239000011780 sodium chloride Substances 0.000 description 1
- HRZFUMHJMZEROT-UHFFFAOYSA-L sodium disulfite Chemical compound [Na+].[Na+].[O-]S(=O)S([O-])(=O)=O HRZFUMHJMZEROT-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 1
- JVBXVOWTABLYPX-UHFFFAOYSA-L sodium dithionite Chemical compound [Na+].[Na+].[O-]S(=O)S([O-])=O JVBXVOWTABLYPX-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 1
- 229940001584 sodium metabisulfite Drugs 0.000 description 1
- 235000010262 sodium metabisulphite Nutrition 0.000 description 1
- 239000007790 solid phase Substances 0.000 description 1
- 239000002904 solvent Substances 0.000 description 1
- 239000011550 stock solution Substances 0.000 description 1
- 150000003467 sulfuric acid derivatives Chemical class 0.000 description 1
- 239000000725 suspension Substances 0.000 description 1
- 238000003828 vacuum filtration Methods 0.000 description 1
- 230000004580 weight loss Effects 0.000 description 1
Classifications
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B3/00—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes
- C22B3/04—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes by leaching
- C22B3/06—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes by leaching in inorganic acid solutions, e.g. with acids generated in situ; in inorganic salt solutions other than ammonium salt solutions
- C22B3/08—Sulfuric acid, other sulfurated acids or salts thereof
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B3/00—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes
- C22B3/20—Treatment or purification of solutions, e.g. obtained by leaching
- C22B3/26—Treatment or purification of solutions, e.g. obtained by leaching by liquid-liquid extraction using organic compounds
- C22B3/40—Mixtures
- C22B3/408—Mixtures using a mixture of phosphorus-based acid derivatives of different types
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B23/00—Obtaining nickel or cobalt
- C22B23/04—Obtaining nickel or cobalt by wet processes
- C22B23/0453—Treatment or purification of solutions, e.g. obtained by leaching
- C22B23/0461—Treatment or purification of solutions, e.g. obtained by leaching by chemical methods
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B23/00—Obtaining nickel or cobalt
- C22B23/04—Obtaining nickel or cobalt by wet processes
- C22B23/0476—Separation of nickel from cobalt
- C22B23/0484—Separation of nickel from cobalt in acidic type solutions
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B3/00—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes
- C22B3/20—Treatment or purification of solutions, e.g. obtained by leaching
- C22B3/26—Treatment or purification of solutions, e.g. obtained by leaching by liquid-liquid extraction using organic compounds
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B3/00—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes
- C22B3/20—Treatment or purification of solutions, e.g. obtained by leaching
- C22B3/26—Treatment or purification of solutions, e.g. obtained by leaching by liquid-liquid extraction using organic compounds
- C22B3/38—Treatment or purification of solutions, e.g. obtained by leaching by liquid-liquid extraction using organic compounds containing phosphorus
- C22B3/384—Pentavalent phosphorus oxyacids, esters thereof
- C22B3/3842—Phosphinic acid, e.g. H2P(O)(OH)
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B3/00—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes
- C22B3/20—Treatment or purification of solutions, e.g. obtained by leaching
- C22B3/42—Treatment or purification of solutions, e.g. obtained by leaching by ion-exchange extraction
-
- Y—GENERAL TAGGING OF NEW TECHNOLOGICAL DEVELOPMENTS; GENERAL TAGGING OF CROSS-SECTIONAL TECHNOLOGIES SPANNING OVER SEVERAL SECTIONS OF THE IPC; TECHNICAL SUBJECTS COVERED BY FORMER USPC CROSS-REFERENCE ART COLLECTIONS [XRACs] AND DIGESTS
- Y02—TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
- Y02P—CLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
- Y02P10/00—Technologies related to metal processing
- Y02P10/20—Recycling
Landscapes
- Chemical & Material Sciences (AREA)
- Engineering & Computer Science (AREA)
- Organic Chemistry (AREA)
- Metallurgy (AREA)
- Mechanical Engineering (AREA)
- Materials Engineering (AREA)
- Manufacturing & Machinery (AREA)
- Geology (AREA)
- Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
- Geochemistry & Mineralogy (AREA)
- General Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
- Environmental & Geological Engineering (AREA)
- Inorganic Chemistry (AREA)
- Chemical Kinetics & Catalysis (AREA)
- General Chemical & Material Sciences (AREA)
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
- Inorganic Compounds Of Heavy Metals (AREA)
- Battery Electrode And Active Subsutance (AREA)
Abstract
Description
Область техникиTechnical field
В целом, настоящее изобретение относится к способу получения продукта гидроксида никеля и продукта кобальта из элюата смоляной кислоты, содержащего никель и кобальт. Кобальт обычно извлекают в виде смешанного продукта сульфида кобальта. Настоящее изобретение применимо, в частности, для обработки элюата, содержащего никель и кобальт, который десорбируется из смолы, используемой в процессе смола в пульпе, для извлечения никеля и кобальта из суспензии, полученной в процессе кислотного выщелачивания латерита.In general, the present invention relates to a method for producing a nickel hydroxide product and a cobalt product from a resin acid eluate containing nickel and cobalt. Cobalt is usually recovered as a mixed product of cobalt sulfide. The present invention is applicable, in particular, to the treatment of an eluate containing nickel and cobalt that is stripped from the resin used in the resin process in the pulp to extract nickel and cobalt from the suspension obtained in the acid leaching of laterite.
Уровень техникиState of the art
Отложения латеритового никеля и кобальтовой руды обычно содержат руды оксидного типа, лимониты, и руды силикатного типа, сапролиты, в виде двух слоев в одних и тех же отложениях, разделенных переходной зоной. Для минимизации размеров оборудования, обрабатывающего сапролиты и лимониты, при коммерческой обработке предпочтительны высокосортный лимонит и сапролит.Deposits of lateritic nickel and cobalt ore usually contain oxide ores, limonites, and silicate ores, saprolites, in two layers in the same deposits separated by a transition zone. To minimize the size of equipment processing saprolite and limonite, high-grade limonite and saprolite are preferred in commercial processing.
Сапролиты с высоким содержанием никеля обычно обрабатываются пирометаллургическим методом, включающим методики обжига и электроплавки для получения ферроникеля. Потребляемая электроэнергия и высокое отношение железа к никелевой руде для имеющих малое содержание никеля лимонита, сапролита и смесей лимонит/сапролит в переходной зоне делают эту технологическую схему слишком дорогостоящей.High nickel saprolites are usually processed by the pyrometallurgical method, including firing and electric smelting techniques to produce ferronickel. Electricity consumption and a high ratio of iron to nickel ore for limonite, saprolite, and limonite / saprolite mixtures with a low nickel content in the transition zone make this technological scheme too expensive.
Лимонит с высоким содержанием никеля и кобальта обычно в коммерческом варианте обрабатывается гидрометаллургическим процессом кислотного выщелачивания при высоком давлении (НРАЬ) или при комбинациии пирометаллургического и гидрометаллургического процессов, например Сагоп-восстанавливающим обжигом - процесс кислотного выщелачивания карбоната аммония. Процесс НРАЬ обычно менее капитало- и энергозатратный, чем Сагоп-процесс.Lemonite with a high content of nickel and cobalt is usually commercially processed by the hydrometallurgical process of acid leaching under high pressure (HPAI) or by a combination of pyrometallurgical and hydrometallurgical processes, for example Sagop-reducing roasting - the process of acid leaching of ammonium carbonate. The NRAL process is usually less capital and energy intensive than the Sagop process.
Другие некоммерческие гидрометаллургические процессы описаны в литературе по технологической обработке никелевых латеритовых руд с кислотами при атмосферном давлении или при комбинации автоклавного выщелачивания при высоком давлении и выщелачивания при атмосферном давлении для извлечения никеля и кобальта в раствор.Other non-commercial hydrometallurgical processes are described in the literature on the technological processing of nickel lateritic ores with acids at atmospheric pressure or a combination of autoclave leaching at high pressure and leaching at atmospheric pressure to extract nickel and cobalt into solution.
Пример такой обработки описан в патенте США 6379636 (ВНР Мшетак 1п1етпа1юпа1 1пс.) Способ выщелачивания ферроникелевых латеритовых руд, в котором доля лимонита в латеритовой руде подвергается кислотному выщелачиванию при высоком давлении и большая магниевая сапролитовая фракция добавляется к выгружаемому шламу автоклава на этапе атмосферного выщелачивания, на котором извлекают никель из сапролита, дополнительно к частичной нейтрализации избыточной кислоты от выщелачивания под давлением. После дальнейшей частичной нейтрализации железо осаждается в виде ярозита.An example of such processing is described in US patent 6379636 (VNR Mshetak 1p1etpa1yupa 1ps.) A method of leaching ferronickel lateritic ores, in which the proportion of limonite in lateritic ore is subjected to acid leaching at high pressure and a large magnesium saprolite fraction is added to the leached sludge from the autoclave sludge which removes nickel from saprolite, in addition to partially neutralizing the excess acid from pressure leaching. After further partial neutralization, iron precipitates in the form of jarosite.
Международная заявка ^0/2003АИ/00309 (ΟΝΙ Тесйпо1о§у Р1у Ый.) Атмосферный процесс кислотного выщелачивания для латеритовой никелевой руды описывает альтернативную обработку, при которой рудная фракция лимонита выщелачивается в серной кислоте при атмосферном давлении. Выщелоченный шлам затем смешивается с сапролитовым шламом с высоким содержанием магния на втором этапе выщелачивания при атмосферном давлении. После завершения, в основном, этого этапа железо осаждается в виде гетита. Окончательно выщелоченные твердые вещества в значительной степени свободны от ярозита.International Application ^ 0 / 2003AI / 00309 (ΟΝΙ Technical Information, Atmospheric Leaching for Lateritic Nickel Ore) describes an alternative treatment in which the limonite ore fraction is leached in sulfuric acid at atmospheric pressure. The leached slurry is then mixed with a high magnesium saprolite slurry in a second atmospheric pressure leach. After completion of mainly this stage, iron is precipitated in the form of goethite. The finally leached solids are substantially free of jarosite.
Проблема с атмосферным процессом кислотного выщелачивания заключается в том, что получаемый выщелоченный шлам содержит, в дополнение к заданным количествам никеля и кобальта в растворе, большие количества осажденных оксидов железа и ряд других растворенных примесей. Очистка подобных никелевых растворов при коммерческом кислотном выщелачивании латерита включает нейтрализацию кислотного содержимого, разделение твердое/жидкость, за которым следует получение промежуточного продукта никель/кобальт, этап повторного растворения и сложные стадии извлечения из раствора для получения товарных никеля и кобальта. Этапы очистки обычно предназначаются для полного удаления железа и других примесей.A problem with the atmospheric acid leaching process is that the resulting leached sludge contains, in addition to the specified amounts of nickel and cobalt in solution, large amounts of precipitated iron oxides and a number of other dissolved impurities. The purification of such nickel solutions in commercial acidic leaching of laterite involves neutralizing the acid content, solid / liquid separation, followed by the preparation of a nickel / cobalt intermediate, a re-dissolution step, and complex steps of recovering from the solution to obtain marketable nickel and cobalt. The cleaning steps are usually intended to completely remove iron and other impurities.
Ионообменные процессы (IX), хотя и не используемые коммерчески, были рассмотрены для извлечения и никеля, и кобальта из продукта никелевого выщелачивания после этапа нейтрализации, этапа осаждения железа и отделения твердое/жидкость в продукте выщелачивания от хвостов путем противоточной декантации (ССИ). Основное количество примесей остается в рафинате. Высокое отношение концентраций железа к никелю в латеритовых рудах приводит к большому количеству осаждаемого железа, и, следовательно, в этом случае требуется значительная ССИ обработка.Ion-exchange processes (IX), although not commercially used, were considered for the extraction of both nickel and cobalt from the nickel leaching product after the neutralization step, the iron deposition step, and the solid / liquid separation in the leach product from the tailings by countercurrent decantation (SSD). The main amount of impurities remains in the raffinate. The high ratio of iron to nickel concentrations in laterite ores leads to a large amount of precipitated iron, and, therefore, in this case, significant SSI processing is required.
Международная заявка ^0/1995И8/16118 (ВНР Мшетак 1п1етпа1юпа1 1пс.), названная Извлечение никеля и кобальта из латеритовой руды, описывает процесс IX для отделения никеля из продукта выщелачивания от обработки латерита посредством кислотного выщелачивания под давлением. Никель извлекается при значении рН для смолы около 2 и десорбируется серной кислотой для последующего электролитического осаждения. Кобальт остается в рафинате среди других примесей и после нейтрализации раствора осаждается в виде сульфида.International application ^ 0 / 1995I8 / 16118 (VNR Mshetak 1p1etpa1yupa 1ps), called Nickel and cobalt recovery from lateritic ore, describes process IX for separating nickel from a leachate from a laterite treatment by acid leaching under pressure. Nickel is recovered at a pH of about 2 and desorbed with sulfuric acid for subsequent electrolytic precipitation. Cobalt remains in the raffinate among other impurities and, after neutralization of the solution, precipitates in the form of sulfide.
В \У0 00/053820 (ВНР Мшетак 1п1етпа1юпа1 1пс.) представлены IX извлечение никеля и кобальта из раствора при серно-кислом выщелачивании в смолу, и последующая кислотная десорбция металлов изV \ U0 00/053820 (VNR Mshetak 1p1etpa1yupa 1ps) presents IX extraction of nickel and cobalt from a solution by sulfuric acid leaching into a resin, and subsequent acid desorption of metals from
- 1 010771 смолы, и их разделение жидкостной экстракцией для получения высокочистого никеля и кобальта электролитическим осаждением.- 1 010771 resin, and their separation by liquid extraction to obtain high-purity nickel and cobalt by electrolytic deposition.
При дальнейшем усовершенствовании процесса в патенте США 6350420 (ВНР Мтетак 1п1етпа1юпа1 1пс.) предлагается использование ионообменной смолы в процессе смола в пульпе для извлечения никеля и кобальта в смолу из шлама кислотного выщелачивания. Выщелоченный шлам контактирует с ионообменной смолой, которая избирательно наполняется никелем и кобальтом из пульпы. Смола отделяется от выщелоченного шлама просеиванием и десорбируется от содержимого металла кислотным раствором. Обедненный металлом шлам может теперь быть освобожден от отходов, и процесс не требует большого и капиталоемкого оборудования разделения твердое/жидкость, обычно необходимого в процессах кислотного выщелачивания для извлечения полученного раствора из сухого остатка.With further refinement of the process, U.S. Pat. The leached sludge is in contact with the ion exchange resin, which is selectively filled with nickel and cobalt from the pulp. The resin is separated from the leached sludge by sieving and stripped from the metal contents by an acid solution. The metal-depleted sludge can now be freed of waste, and the process does not require the large and capital-intensive solid / liquid separation equipment typically needed in acid leaching processes to recover the resulting solution from the dry residue.
Вышеуказанные документы целиком относятся к получению относительно чистого никелевого раствора или никелевого и кобальтового растворов, десорбированных из смол IX. Настоящее изобретение ориентировано на экономически выгодное получение никелевого продукта с низкими уровнями критических примесей, например меди, цинка и марганца, который пригоден для дальнейшей обработки, например в производстве ферроникеля или в других гидрометаллургических процессах рафинирования никеля. Кобальт обычно восстанавливается в виде сульфида кобальта, причем достаточной чистоты для дальнейшей обработки.The above documents entirely relate to the preparation of a relatively pure nickel solution or nickel and cobalt solutions desorbed from resins IX. The present invention is directed to the cost-effective production of a nickel product with low levels of critical impurities, such as copper, zinc and manganese, which is suitable for further processing, for example in the production of ferronickel or in other hydrometallurgical refining processes of nickel. Cobalt is usually reduced in the form of cobalt sulfide, and of sufficient purity for further processing.
Вышеупомянутое рассмотрение документов, статей и тому подобного включено в описание исключительно с целью предоставления контекста настоящего изобретения. Не предполагается и не имеется в виду, что какие-то или все эти материалы формируют часть предшествующего уровня техники или составляют общие положения в области техники, к которой относится настоящее изобретение, предшествуя дате приоритета.The above consideration of documents, articles and the like is included in the description solely for the purpose of providing a context for the present invention. It is not intended or intended that any or all of these materials form part of the prior art or constitute general provisions in the field of technology to which the present invention relates, preceding the priority date.
Настоящее изобретение имеет целью предоставить новый способ, который преодолевает или, по меньшей мере, облегчает одну или несколько трудностей, относящихся к предшествующему уровню техники.The present invention aims to provide a new method that overcomes or at least alleviates one or more difficulties related to the prior art.
Сущность изобретенияSUMMARY OF THE INVENTION
В общих чертах, настоящее изобретение относится к способу получения продукта гидроксида никеля и продукта кобальта из элюата кислой смолы, содержащей никель и кобальт. Кобальт предпочтительно восстанавливается в виде смешанного продукта сульфида кобальта. В частности, настоящее изобретение особенно применимо для обработки элюата, содержащего никель и кобальт, десорбированного из смолы, использованной в процессе смола в пульпе для извлечения металлов - никеля и кобальта, из получаемого шлама в процессе кислотного выщелачивания латерита.In general terms, the present invention relates to a method for producing a nickel hydroxide product and a cobalt product from an acid resin eluate containing nickel and cobalt. Cobalt is preferably reduced as a mixed cobalt sulfide product. In particular, the present invention is particularly applicable to the treatment of an eluate containing nickel and cobalt stripped from a resin used in the resin process in a pulp to extract metals - nickel and cobalt, from the resulting slurry during the acid leaching of laterite.
Соответственно, первое воплощение настоящего изобретения связано со способом восстановления никеля и кобальта из элюата кислой смолы, содержащей никель и кобальт, включающим этапы:Accordingly, a first embodiment of the present invention relates to a method for recovering nickel and cobalt from an eluate of an acidic resin containing nickel and cobalt, comprising the steps of:
a) обработки элюата несмешивающимся органическим реагентом для избирательной абсорбции большей части кобальта и части меди, цинка и марганца, присутствующих в элюате, оставляя рафинат, содержащий никель и незначительное количество примесей;a) treating the eluate with an immiscible organic reagent to selectively absorb most of the cobalt and part of the copper, zinc and manganese present in the eluate, leaving a raffinate containing nickel and a small amount of impurities;
b) нейтрализации рафината для осаждения никеля в виде гидроксида никеля;b) neutralizing the raffinate to precipitate nickel as nickel hydroxide;
c) десорбции кобальта из органического реагента иc) desorption of cobalt from an organic reagent; and
ά) извлечения кобальта.ά) cobalt recovery.
В общем случае, процесс составляет часть общего процесса извлечения никеля и кобальта, использующего технологическую схему смола в пульпе для извлечения никеля и кобальта. Восстановленный продукт гидроксид никеля имеет низкий уровень критических примесей и, в частности, пригоден для дальнейшей обработки, например в производстве ферроникеля, а кобальт обычно извлекают в виде примесного продукта сульфида кобальта.In general, the process is part of the overall nickel and cobalt recovery process using a pulp resin technology for nickel and cobalt recovery. The reduced nickel hydroxide product has a low level of critical impurities and, in particular, is suitable for further processing, for example in the production of ferronickel, and cobalt is usually recovered as an impurity cobalt sulfide product.
Сульфид кобальта обычно извлекают десорбцией кобальта из органического реагента в присутствии серной кислоты для образования кислотного раствора, за которым следует осаждение сульфида кобальта добавлением сульфида в кислотный раствор. Сульфид обычно является гидросульфидом натрия, сероводородом или гидросульфидом калия.Cobalt sulfide is usually recovered by desorption of cobalt from an organic reagent in the presence of sulfuric acid to form an acid solution, followed by precipitation of cobalt sulfide by adding sulfide to the acid solution. The sulfide is usually sodium hydrosulfide, hydrogen sulfide or potassium hydrosulfide.
Способ в соответствии с изобретением применим, в частности, к извлечению никеля и кобальта из элюата кислотной смолы, содержащего никель и кобальт, причем элюат является результатом кислотной десорбции ионообменной смолы в технологической схеме смола в пульпе в процессе восстановления никеля и кобальта. Смола обычно десорбируется обработкой концентрированной кислотой, предпочтительно серной или соляной кислотой, для получения кислотного элюата.The method in accordance with the invention is applicable, in particular, to the extraction of nickel and cobalt from an eluate of an acid resin containing nickel and cobalt, the eluate being the result of acid desorption of the ion exchange resin in the resin in the pulp process in the process of nickel and cobalt reduction. The resin is usually stripped by treatment with concentrated acid, preferably sulfuric or hydrochloric acid, to produce an acid eluate.
Предпочтительно ионообменная смола является смолой, имеющей иминодиацетатную функциональную группу, которая связывает никель, кобальт и любой из меди, цинка, алюминия, двухвалентного железа и хрома, присутствующих почти полностью вместе с некоторым количеством марганца и небольшим количеством магния в процессе смола в пульпе. В другом случае смола имеет бис-пиколаминовые функциональные группы, например может быть использована смола Эо^ех 4195.Preferably, the ion exchange resin is a resin having an iminodiacetate functional group that binds nickel, cobalt and any of copper, zinc, aluminum, ferrous iron and chromium, which are present almost completely together with some manganese and a small amount of magnesium in the resin process in the pulp. In another case, the resin has bis-picolamine functional groups, for example Eo ^ ex 4195 resin can be used.
Предпочтительно процесс восстановления никеля и кобальта является кислотным выщелачиванием при атмосферном давлении латеритовой руды, содержащей никель, но может также быть кислотным выщелачиванием при высоком давлении или комбинацией кислотного выщелачивания при высоком давPreferably, the nickel and cobalt reduction process is acid leach at atmospheric pressure of a lateritic ore containing nickel, but may also be acid leach at high pressure or a combination of acid leach at high pressure
- 2 010771 лении и кислотного выщелачивания при атмосферном давлении латеритовых руд. В другом варианте осуществления элюат может быть получен кислотной обработкой смолы в обработке типа смола в пульпе шлама, полученного от окислительного выщелачивания никелевой сульфидной руды или концентрата, или шлама, полученного из кислотного выщелачивания комбинации латеритовой и сульфидной руд.- 2 010771 lenium and acid leaching at atmospheric pressure of lateritic ores. In another embodiment, the eluate can be obtained by acid treatment of a resin in a type of resin processing in a pulp of a slurry obtained from the oxidative leaching of nickel sulfide ore or concentrate, or a slurry obtained from acid leaching of a combination of laterite and sulfide ore.
В другом варианте осуществления элюат может происходить от смоляной обработки продукта щелочных растворов, содержащих, по меньшей мере, никель и кобальт и полученных от кислотного выщелачивания латеритовой или сульфидной руд после отделения остатков выщелачивания из растворов.In another embodiment, the eluate may result from a resin treatment of the product of alkaline solutions containing at least nickel and cobalt and obtained from acid leaching of lateritic or sulfide ores after separation of the leach residues from the solutions.
В способе, когда латеритовая руда обрабатывается кислотным выщелачиванием, латеритовая руда может быть обработана первым разделением латеритовой руды на ее лимонитовую фракцию с низким содержанием магния и ее сапролитовую фракцию с высоким содержанием магния и последовательным выщелачиванием лимонитной и сапролитовой фракций. Лимонитовая фракция может быть обработана кислотой на этапе первичного выщелачивания для получения первичного выщелоченного шлама. Сапролитовая фракция может затем быть добавлена к первичному выщелоченному шламу, который инициирует осаждение железа в виде гетита и производит шлам вторичного выщелачивания, содержащий, по меньшей мере, ионы никеля и кобальта. Это приводит также к большим количествам кислоты, доступной для процесса выщелачивания в качестве кислоты, получаемой в результате осаждения железа.In the method, when the lateritic ore is treated with acid leaching, the lateritic ore can be treated by first separating the lateritic ore into its low magnesium limonite fraction and its high magnesium saprolite fraction and sequential leaching of the limonite and saprolite fractions. The limonite fraction can be treated with acid in the primary leaching step to produce primary leached sludge. The saprolite fraction can then be added to the primary leached sludge, which initiates the precipitation of iron in the form of goethite and produces a secondary leach sludge containing at least nickel and cobalt ions. This also leads to large amounts of acid available for the leaching process as the acid resulting from the precipitation of iron.
Образующийся шлам вторичного выщелачивания сообщается затем со схемой смола в пульпе, в которой, по меньшей мере, ионы никеля и кобальта введены в смолу. Соответственно, если латеритовая руда обрабатывается кислотным выщелачиванием, то процесс предпочтительно включает дополнительные этапы:The resulting secondary leach sludge then communicates with the resin in the pulp circuit, in which at least nickel and cobalt ions are introduced into the resin. Accordingly, if laterite ore is treated with acid leaching, the process preferably includes additional steps:
а) разделения латеритовой руды на ее лимонитовую фракцию с низким содержанием магния и сапролитовую фракцию с высоким содержанием магния;a) the separation of lateritic ore into its limonite fraction with a low magnesium content and the saprolite fraction with a high magnesium content;
(b) обработки лимонитовой фракции кислотой на этапе первичного выщелачивания для получения первичного шлама выщелачивания и (c) добавления сапролитовой фракции к первичному шламу выщелачивания на этапе вторичного выщелачивания для инициирования осаждения железа в виде гетита, что приводит к более высоким уровням кислоты, доступной на этапе вторичного выщелачивания, и для получения шлама вторичного выщелачивания, содержащего ионы никеля и кобальта;(b) treating the limonite fraction with acid in the primary leach step to obtain a primary leach slurry; and (c) adding the saprolite fraction to the primary leach slurry in the secondary leach step to initiate the precipitation of iron as goethite, resulting in higher levels of acid available in the step secondary leaching, and to obtain a secondary leaching slurry containing nickel and cobalt ions;
причем шлам вторичного выщелачивания сообщается со схемой смола в пульпе и причем, по меньшей мере, никель и кобальт введены в смолу.moreover, the secondary leaching sludge communicates with the resin in the pulp and, at least, nickel and cobalt are introduced into the resin.
Предпочтительно рН шлама вторичного выщелачивания частично нейтрализован до значения около 2 для завершения в значительной степени осаждения железа в виде гетита. Шлам вторичного выщелачивания продолжает затем нейтрализоваться для повышения и поддержания значения рН по меньшей мере до 4, более предпочтительно до 4-5, для осаждения или понижения содержания ионов трехвалентного железа и других, возможно присутствующих, примесей до или одновременно с сообщением со схемой смола в пульпе.Preferably, the pH of the secondary leach sludge is partially neutralized to a value of about 2 to complete substantially the precipitation of iron as goethite. The secondary leach sludge then continues to be neutralized to increase and maintain the pH to at least 4, more preferably 4-5, to precipitate or lower the content of ferric ions and other impurities, possibly present, before or simultaneously with the message to the resin circuit in the pulp .
В технологической схеме смола в пульпе смола абсорбирует, по меньшей мере, никель, кобальт и незначительное количество некоторых других примесей из шлама вторичного выщелачивания. Смола может быть элюирована первоначально слабой серной кислотой для удаления в значительной степени всего или некоторого количества магния, кальция и марганца до десорбции смолы концентрированной серной кислотой. Смола может быть также вымыта водой высокого качества до десорбции никеля и кобальта из смолы.In the process flow diagram, the resin in the pulp resin absorbs at least nickel, cobalt and a small amount of some other impurities from the secondary leach sludge. The resin may be eluted initially with weak sulfuric acid to remove substantially all or some of the magnesium, calcium and manganese prior to desorption of the resin with concentrated sulfuric acid. The resin can also be washed with high quality water prior to desorption of nickel and cobalt from the resin.
Наполненная смола затем обрабатывается концентрированной кислотой для десорбции металлов из смолы для получения кислого элюата, содержащего никель и кобальт. Наиболее предпочтительная кислота - концентрированная серная кислота, хотя соляная кислота также может быть использована.The filled resin is then treated with concentrated acid to desorb the metals from the resin to produce an acidic eluate containing nickel and cobalt. Most preferred acid is concentrated sulfuric acid, although hydrochloric acid can also be used.
Элюат кислотной смолы, содержащий никель и кобальт, предпочтительно затем нейтрализуется нейтрализующим агентом до значения рН приблизительно 4,5-5 до разделения никеля и кобальта. Наиболее предпочтительно нейтрализующим агентом является едкий натр, карбонат натрия, карбонат магния или карбонат кальция. Сам элюат содержит приблизительно 10-80 г/л никеля вслед за извлечением из смолы.The acid resin eluate containing nickel and cobalt is preferably then neutralized with a neutralizing agent to a pH of about 4.5-5 until nickel and cobalt are separated. Most preferably, the neutralizing agent is sodium hydroxide, sodium carbonate, magnesium carbonate or calcium carbonate. The eluate itself contains approximately 10-80 g / l of nickel following extraction from the resin.
Несмешивающимся органическим реагентом, используемым для выборочной абсорбции большей части кобальта и части присутствующих меди, цинка и марганца, предпочтительно является Суапех 272. Суапех 272 избирателен для кобальта относительно никеля и, таким образом, разделяет никель и кобальт в элюате кислотной смолы. Серная кислота используется затем для десорбции кобальта из несмешивающегося органического реагента для получения раствора серной кислоты, содержащего кобальт. Образующийся сульфид добавляется затем к раствору серной кислоты для осаждения кобальта в виде неочищенного сульфида кобальта. Предпочтительно получаемый сульфид является гидросульфидом натрия, сероводородом, гидросульфидом калия, но подходит и любой продукт сульфид, пока он осаждает кобальт в виде продукта сульфида кобальта.The immiscible organic reagent used to selectively absorb most of the cobalt and part of the copper, zinc and manganese present is preferably Suapeh 272. Suapeh 272 is selective for cobalt relative to nickel and thus separates nickel and cobalt in the acid resin eluate. Sulfuric acid is then used to desorb cobalt from an immiscible organic reagent to produce a sulfuric acid solution containing cobalt. The resulting sulfide is then added to the sulfuric acid solution to precipitate cobalt in the form of crude cobalt sulfide. Preferably, the sulfide obtained is sodium hydrosulfide, hydrogen sulfide, potassium hydrosulfide, but any sulfide product is suitable as long as it precipitates cobalt as a cobalt sulfide product.
Для осаждения никеля в виде гидроксида никеля рН рафината сначала увеличивают до значения, большего 7,5, добавлением нейтрализующего агента, предпочтительно шлама оксида магния, для осаждения никеля в виде гидроксида никеля. Гидроксид никеля затем отфильтровывается и вымывается дляTo precipitate nickel as nickel hydroxide, the raffinate pH is first increased to a value greater than 7.5 by adding a neutralizing agent, preferably magnesium oxide slurry, to precipitate nickel as nickel hydroxide. Nickel hydroxide is then filtered and washed to
- 3 010771 восстановления никелевого продукта. Получаемый гидроксид никеля имеет низкое содержание критических примесей, например меди, цинка и марганца, и может быть полезным для использования в дальнейших никелевых процессах.- 3 010771 nickel product reduction. The resulting nickel hydroxide has a low content of critical impurities, such as copper, zinc and manganese, and may be useful for use in further nickel processes.
Преимущества способа извлечения никеля и кобальта в соответствии с настоящим изобретением в потоке кислого элюата заключаются, в частности, в том, что никель и кобальт извлекают в легко транспортируемой форме и они готовы к использованию в дальнейшем производстве.The advantages of the method for recovering nickel and cobalt in accordance with the present invention in an acidic eluate stream are, in particular, that nickel and cobalt are recovered in an easily transportable form and are ready for use in further production.
При атмосферном давлении процесс выщелачивания латеритовых руд и технологическая схема смола в пульпе имеют преимущество в том, что легко могут быть удалены примеси, в частности остаточные ионы трехвалентного железа, которые осаждаются в виде гетита в течение процесса выщелачивания, приводя к восстановлению никеля и кобальта в форме, пригодной для использования в дальнейших процессах рафинирования. Удаление таких примесей в технологической схеме смола в пульпе позволяет избежать необходимость применения громоздких отстойников, используемых для удаления больших количеств примесей железа, в значительной степени сокращаются при этом капитальные затраты.At atmospheric pressure, the process of leaching of lateritic ores and the technological scheme of the resin in the pulp have the advantage that impurities, in particular residual ferric ions, which precipitate in the form of goethite during the leaching process, can be easily removed, leading to the reduction of nickel and cobalt in the form suitable for use in further refining processes. The removal of such impurities in the resin in the pulp technological scheme avoids the need for bulky sumps used to remove large amounts of iron impurities, while capital costs are significantly reduced.
Описание чертежейDescription of drawings
На прилагаемой фигуре показана предпочтительная карта технологического процесса излечения никеля в виде гидроксида никеля и кобальта в виде смешанного сульфида кобальта в соответствии со способом по изобретению.The attached figure shows a preferred process flow chart for nickel recovery in the form of nickel hydroxide and cobalt in the form of mixed cobalt sulfide in accordance with the method of the invention.
Подробное описание изобретенияDETAILED DESCRIPTION OF THE INVENTION
В предпочтительном процессе обрабатывается латеритовая руда, и процесс обработки латеритовой руды, содержащей никель, удобно рассмотреть в связи с прилагаемой фигурой. Следует отметить, что фигура иллюстрирует именно предпочтительные варианты реализации изобретения. Изобретение не следует считать ограниченным признаками, показанными на фигуре.In a preferred process, lateritic ore is processed, and the processing of lateritic ore containing nickel is conveniently considered in connection with the attached figure. It should be noted that the figure illustrates precisely the preferred embodiments of the invention. The invention should not be considered limited by the features shown in the figure.
Латеритовая руда, содержащая никель, предпочтительно разделяется при избирательной добыче или посредством классификации после добычи на фракцию (1) с низким содержанием магния и фракцию (2) с высоким содержанием магния. Лимонитовая фракция (низкое содержание магния) никелевой латеритовой руды (1) обрабатывается концентрированной серной кислотой (30) на этапе (3) первичного выщелачивания при атмосферном давлении. Сапролитовая фракция (высокое содержание магния) руды (2) добавляется к производимому шламу из первичного выщелачивания на этапе (4) вторичного выщелачивания вместе с железом, осажденным в виде гетита.The lateritic ore containing nickel is preferably separated by selective mining or by classification after mining into fraction (1) low in magnesium and fraction (2) with high magnesium. The limonite fraction (low magnesium content) of nickel lateritic ore (1) is treated with concentrated sulfuric acid (30) at the stage of (3) primary leaching at atmospheric pressure. The saprolite fraction (high magnesium content) of the ore (2) is added to the produced sludge from the primary leaching in step (4) of the secondary leaching together with iron precipitated as goethite.
Железо, поступающее в раствор, осаждается затем в виде гетита (5), то есть РеО(ОН), вслед за добавлением известнякового шлама (31). Это приводит к более высокому количеству кислоты, доступной для второго этапа выщелачивания, чем если бы железо осаждалось в виде, например, ярозита.The iron entering the solution then precipitates in the form of goethite (5), i.e., ReO (OH), following the addition of limestone sludge (31). This leads to a higher amount of acid available for the second leaching step than if iron precipitated as, for example, jarosite.
Первичное выщелачивание (3) выполняется при температуре вплоть до 105°С, наиболее предпочтительно при самой высокой возможной температуре, для достижения быстрого выщелачивания при атмосферном давлении. Доля серной кислоты составляет предпочтительно от 100 до 140% от стехиометрического количества для растворения в руде приблизительно свыше 90% никеля, кобальта, железа, магния, алюминия и марганца.Primary leaching (3) is carried out at temperatures up to 105 ° C, most preferably at the highest possible temperature, in order to achieve rapid leaching at atmospheric pressure. The proportion of sulfuric acid is preferably from 100 to 140% of the stoichiometric amount for dissolving in the ore approximately more than 90% of nickel, cobalt, iron, magnesium, aluminum and manganese.
Для высвобождения кобальта, содержащегося в кобальто-марганцевой руде или других подобных, содержащих Μη (III или IV) минералах, восстановитель, например сернистый газ или свободный от натрия метабисульфит или сульфит, предпочтительно инжектируют в получаемый шлам от первичного выщелачивания для управления окислительно-восстановительным потенциалом до значения, предпочтительно меньшего 1000 мВ (8НЕ), и наиболее предпочтительно около 900 мВ (8НЕ). Завершение восстановления и выщелачивания обнаруживается по образованию от 0,5 до 1,0 г/л двухвалентных ионов (Ре2+) и неизменной концентрации кислоты в этих условиях реакции. Потеря веса лимонитовой руды с низким содержанием магния составляет обычно более 80%, и извлечение никеля и кобальта превышает 90%.In order to release cobalt contained in cobalt-manganese ore or the like containing Μη (III or IV) minerals, a reducing agent, for example sulfur dioxide or sodium-free metabisulfite or sulfite, is preferably injected into the resulting primary leach sludge to control the redox potential to a value preferably less than 1000 mV (8HE), and most preferably about 900 mV (8HE). The completion of recovery and leaching is detected by the formation of from 0.5 to 1.0 g / l of divalent ions (Fe 2+ ) and a constant acid concentration under these reaction conditions. The weight loss of limonite ore with a low magnesium content is usually more than 80%, and the recovery of nickel and cobalt exceeds 90%.
Этап (4) вторичного выщелачивания, предпочтительно выполняемый при атмосферном давлении, включает в себя одновременное выщелачивание сапролита и осаждение железа, предпочтительно в виде гетита или в других формах оксида железа или гидроксида железа со сравнительно низким содержанием сульфатов. В течение второго этапа выщелачивания дополнительная кислота не добавляется.Secondary leaching step (4), preferably performed at atmospheric pressure, involves simultaneously leaching the saprolite and precipitating iron, preferably in the form of goethite or in other forms of iron oxide or iron hydroxide with a relatively low sulfate content. No additional acid is added during the second leaching step.
Этап (4) вторичного выщелачивания выполняется предпочтительно при температуре до 105°С и наиболее предпочтительно при возможно более высокой температуре для достижения быстрого выщелачивания и быстрого осаждения железа при атмосферном давлении. Доля сапролитовой руды с высоким содержанием Мд, добавляемая к первичному шламу выщелачивания, определяется свободной кислотой, оставшейся от первого этапа выщелачивания, кислотой, выделенной в течение осаждения железа в виде гетита, и единицей стехиометрического расхода кислоты сапролитовой руды с высоким содержанием Мд при данных извлечениях никеля, кобальта, железа, магния, алюминия и марганца в руде.The secondary leaching step (4) is preferably carried out at temperatures up to 105 ° C and most preferably at the highest possible temperature to achieve rapid leaching and rapid precipitation of iron at atmospheric pressure. The proportion of saprolite ore with a high content of Mg added to the primary leach sludge is determined by the free acid remaining from the first leaching stage, the acid released during the deposition of iron in the form of goethite, and the unit stoichiometric flow rate of saprolite ore with a high content of MD with these nickel extracts , cobalt, iron, magnesium, aluminum and manganese in the ore.
С введением сапролитовой руды обычно происходит осаждение железа в виде гетита. Сапролитовая руда обычно содержит некоторое количество железа в виде гетита вместе с другими мелкими частицами, действующими как затравки, которые могут инициировать осаждение гетита. Вместе с тем, сразу же после введения сапролита затравки, преимущественно содержащие гетит или ярозит, могут быть добавлены в реактор, если это требуется, когда добавление затравок может способствовать выщелачиваниюWith the introduction of saprolite ore, iron usually precipitates in the form of goethite. Saprolite ore usually contains some iron in the form of goethite, together with other small particles acting as seeds that can initiate the precipitation of goethite. However, immediately after the introduction of saprolite, seeds, mainly containing goethite or jarosite, can be added to the reactor, if necessary, when the addition of seeds can contribute to leaching
- 4 010771 сапролитовой руды и осаждению железа в виде гетита или в другой форме оксида железа или гидроксида железа с относительно низким содержанием сульфатов, одновременно.- 4 010771 saprolite ore and the deposition of iron in the form of goethite or in another form of iron oxide or iron hydroxide with a relatively low sulfate content, simultaneously.
Вторичный богатый шлам выщелачивания, содержащий никель и кобальт, нейтрализуется затем известняковым шламом при 80°С для вынуждения осаждения железа в виде гепатита в значительной степени для завершения (5). Крайняя точка осаждения гетита соответствует рН около 2,0.Secondary rich leaching sludge containing nickel and cobalt is then neutralized by limestone sludge at 80 ° С to force precipitation of iron in the form of hepatitis to a large extent for completion (5). The extreme point of goethite precipitation corresponds to a pH of about 2.0.
Богатый шлам далее нейтрализуется до по меньшей мере рН 4 с дополнительным известняковым шламом (6) и продувается воздухом (32), осаждая остаточные трехвалентные ионы и другие примеси, например медь, алюминий, хром и дополнительное железо, в частности трехвалентное железо. Шлам затем проходит через сероудерживающее сито (7) и сообщается с технологической схемой смола в пульпе. Превышающий размер материал от сероудерживающего сита проходит на хвостовой участок отходов (9). Нейтрализатор, например известняк или известь, добавляется во время технологического процесса смола в пульпе для поддержания значения рН около 4. Хвосты нейтрализуются гашеной известью и затем уплотняются (10), подвергаются хвостовой аккумуляции (11) и затем сливаются для удаления (12).The rich sludge is then neutralized to at least pH 4 with additional limestone sludge (6) and blown with air (32), precipitating residual trivalent ions and other impurities, such as copper, aluminum, chromium and additional iron, in particular ferric iron. The sludge then passes through a sulfur retention sieve (7) and is communicated with the resin in the pulp flow chart. Exceeding the size of the material from the sulfur retention sieve passes to the tail section of the waste (9). A neutralizer, such as limestone or lime, is added during the process to the resin in the pulp to maintain a pH of about 4. Tails are neutralized with slaked lime and then compacted (10), undergo tail accumulation (11) and then merge to remove (12).
Богатый шлам (8) затем обрабатывается в процессе смола в пульпе, где никель, и кобальт, и некоторое количество примесей извлекаются смолой. Процесс смола в пульпе заключается в контакте встречнодвижущейся смолы со шламом выщелачивания, обычно последовательно с перемешиваемым воздухом или при механическом непрерывном перемешивании резервуара реактора (13). На каждой из этих стадий смола отделяется от шлама фракционированием и продвигается накачкой на следующий этап. Сам шлам продвигается от одного резервуара к следующему, обычно самотеком. Обычно ионообменная смола с иминодиуксусными функциональными группами используется в процессе смола в пульпе, например иминодиуксусная кислота ЛтЬсгШс 1К.С 718 или 748. Она наполняется никелем, кобальтом, медью, цинком, алюминием, двухвалентным железом и хромом почти полностью, около половины марганца и небольшим количеством магния. Другие подходящие смолы с другими функциональными группами также могут быть выбраны, если они извлекают соответствующие элементы из раствора, например Эо\\'ех 4195. Известняковый шлам добавляется для регулирования рН между 4 и 5 в течение этапов наполнения смолы.The rich sludge (8) is then processed in the resin process in the pulp, where nickel, cobalt, and a certain amount of impurities are extracted with resin. The resin process in the pulp consists in the contact of the counter moving resin with the leach sludge, usually sequentially with stirred air or with mechanical continuous mixing of the reactor reservoir (13). At each of these stages, the resin is separated from the sludge by fractionation and pumped to the next stage. The slurry itself moves from one tank to the next, usually by gravity. Usually, an ion-exchange resin with iminodiacetic functional groups is used in the pulp resin, for example, iminodiacetic acid Ltcrc 1K. C 718 or 748. It is filled with nickel, cobalt, copper, zinc, aluminum, ferrous iron and chromium almost completely, about half of manganese and a small amount magnesium. Other suitable resins with other functional groups can also be selected if they extract the corresponding elements from the solution, for example EO \\ ex 4195. Limestone slurry is added to adjust the pH between 4 and 5 during the resin filling steps.
Тщательная промывка конечной смолы требуется (14) для уверенности в том, что все введенные твердые вещества удалены из смолы перед десорбцией. Смола промывается водой хорошего качества перед подачей на этап (15) элюирования слабой серной кислотой. На этом этапе используется разбавленная кислота для удаления из смолы перед десорбцией почти всего магния, кальция и некоторого количества марганца. Слабый кислотный элюирующий раствор проходит назад на этап промывки как промывочная вода.A thorough washing of the final resin is required (14) to ensure that all solids introduced are removed from the resin before desorption. The resin is washed with good quality water before being eluted with weak sulfuric acid to step (15). At this point, dilute acid is used to remove almost all of the magnesium, calcium, and some manganese from the resin before desorption. A weak acid eluting solution flows back to the washing step as washing water.
Десорбирующий концентрированный раствор (16) серной кислоты используется для десорбции металлов из смолы, производя элюат, содержащий от 10 до 80 г/л никеля, а также и кобальта. Смола подвергается слабой кислотной промывке (17) после десорбции для минимизации рециркуляции никеля и подается назад в реакторы смола в пульпе.A concentrated sulfuric acid desorbing solution (16) is used to desorb metals from the resin, producing an eluate containing from 10 to 80 g / l of nickel, as well as cobalt. The resin undergoes a weak acid wash (17) after desorption to minimize nickel recirculation and is fed back into the resin reactors in the pulp.
Насыщенный никелем и кобальтом кислый элюат предпочтительно частично нейтрализуется до рН 5 едким натром для подготовки его к отделению кобальта от никеля.The acidic eluate saturated with nickel and cobalt is preferably partially neutralized to pH 5 with sodium hydroxide to prepare it for the separation of cobalt from nickel.
Кобальт отделяется от никеля в элюате посредством соединения элюата с несмешивающимся органическим растворителем, предпочтительно содержащим экстрагент Суапех 272 на этапе (18) жидкостного извлечения. Суапех 272 избирателен для кобальта относительно никеля, и после разделения экстрагентом, который также удаляет любой остаток цинка, меди и марганца, остается рафинат, содержащий никель.Cobalt is separated from nickel in the eluate by combining the eluate with an immiscible organic solvent, preferably containing the Suapeh 272 extractant in the liquid recovery step (18). Suapeh 272 is selective for cobalt relative to nickel, and after separation with extractant, which also removes any residue of zinc, copper and manganese, raffinate containing nickel remains.
Рафинат (25) нейтрализуется шламом (27) оксида магния до рН, большего 7,5, осаждая никель в виде гидроксида никеля (19), который может быть отфильтрован и промыт (20) для прямой продажи. Полученный гидроксид никеля содержит приблизительно 40% никеля и имеет низкий уровень железа (21).The raffinate (25) is neutralized by sludge (27) of magnesium oxide to a pH greater than 7.5, precipitating nickel in the form of nickel hydroxide (19), which can be filtered and washed (20) for direct sale. The resulting nickel hydroxide contains approximately 40% nickel and has a low level of iron (21).
Это представляет собой подходящую прямую подачу для получения ферроникеля в электродуговых печах или для подачи в других гидрометаллургических процессах рафинирования никеля.This is a suitable direct feed for producing ferronickel in electric arc furnaces or for feeding to other nickel refining hydrometallurgical processes.
Содержащий кобальт органический экстрагент от этапа (18) жидкостного извлечения предпочтительно десорбируется разбавленной серной кислотой (28) для получения десорбированного раствора, содержащего кобальт, но также и никель, цинк, железо, марганец и медь, которые были им извлечены. В предпочтительном варианте реализации изобретения кобальт осаждается в виде смешанного сульфида кобальта (22) обработкой десорбированного раствора раствором гидросульфита натрия вместе с едким натром (29). Температура поддерживается между 60 и 80°С для уверенности в том, что полученный продукт сульфида кристаллический. Примесный твердый сульфид кобальта затем фильтруется, промывается (23) и высушивается для прямой продажи (24).The cobalt-containing organic extractant from the liquid extraction step (18) is preferably desorbed with dilute sulfuric acid (28) to obtain a desorbed solution containing cobalt, but also the nickel, zinc, iron, manganese and copper that were recovered. In a preferred embodiment of the invention, cobalt is precipitated as a mixed cobalt sulfide (22) by treating the stripped solution with sodium hydrosulfite solution together with sodium hydroxide (29). The temperature is maintained between 60 and 80 ° C. to ensure that the resulting sulfide product is crystalline. The impurity cobalt solid sulfide is then filtered, washed (23) and dried for direct sale (24).
В других вариантах реализации изобретения кобальт может быть восстановлен известными методами, например жидкостным извлечением или электролитическим методом.In other embodiments of the invention, cobalt can be reduced by known methods, for example, liquid recovery or electrolytic method.
Новый способ имеет преимущество перед существующими гидрометаллургическими схемами в том, что он имеет меньше сложных и капиталоемких этапов процесса преобразования руды в готовый металлический продукт, ферроникель. Этапы разделения твердый-жидкость перед жидкостной обработкой, жидкостное извлечение для устранения примесей и этапы получения очищенного металлическогоThe new method has an advantage over existing hydrometallurgical schemes in that it has fewer complex and capital-intensive stages of the process of converting ore into a finished metal product, ferronickel. Solid-liquid separation steps prior to liquid treatment, liquid recovery to eliminate impurities, and steps for obtaining purified metal
- 5 010771 никеля, например, электролитическим методом или восстановлением водородом не требуются.- 5 010771 nickel, for example, by electrolysis or reduction with hydrogen is not required.
Способ имеет главное преимущество перед стандартным способом сапролитовой плавки для получения ферроникеля, заключающееся в том, что количество получаемого материала смешанного гидроксида, необходимого для плавки, составляет приблизительно 1/50 часть эквивалентного количества сапролитовой руды, которая потребовалась бы ранее, при сопутствующем сохранении энергии.The method has the main advantage over the standard method of saprolite smelting for producing ferronickel, namely, that the amount of mixed hydroxide material required for smelting is approximately 1/50 of the equivalent amount of saprolite ore that would have been required earlier, with concomitant energy conservation.
Еще одно преимущество способа относительно стандартного способа плавки ферроникеля заключается в том, что дорогостоящий металлический кобальт восстанавливается отдельно для продажи, тогда как при сапролитовой плавке кобальт становится частью ферроникеля и его ценность для производителя теряется.Another advantage of the method relative to the standard method of smelting ferronickel is that expensive cobalt metal is restored separately for sale, while saprolite smelting cobalt becomes part of ferronickel and its value to the manufacturer is lost.
Еще одно преимущество описанного способа заключается в том, что в результате элюирования смолы и этапов процесса жидкостного извлечения, уровни примесей в получаемом ферроникеле с использованием этого продукта гидроксида никеля значительно ниже, чем к настоящему времени достигнуты большинством коммерческих производителей, и даже в суперчистом сорте ферроникеля.Another advantage of the described method is that as a result of elution of the resin and the steps of the liquid extraction process, the levels of impurities in the resulting ferronickel using this nickel hydroxide product are significantly lower than currently achieved by most commercial manufacturers, and even in the superpure grade of ferronickel.
Процесс также, в частности, привлекателен для больших низкосортных отложений сапролита или лимонита, существующих на установленной добыче сапролита, при производстве плавки и получении ферроникеля из высокосортной руды. Этот процесс позволяет обработку низкосортных руд, которые обычно признаются негодными для получения смешанного гидроксидного сырья для существующей плавильной печи, снижая энергозатраты на тонну производимого никеля, производя кобальт для продажи и значительно улучшая общие экономические показатели добычи и переработки всего рудного тела.The process is also, in particular, attractive to large low-grade deposits of saprolite or limonite existing in the established saprolite mining, in the production of smelting and the production of ferronickel from high-grade ore. This process allows the processing of low-grade ores, which are generally considered unsuitable for obtaining mixed hydroxide raw materials for an existing smelter, reducing energy costs per tonne of nickel produced, producing cobalt for sale and significantly improving the overall economic performance of mining and processing the entire ore body.
Процесс также может быть приспособлен к случаю, когда низкосортный железоникелевый гидроксид, пригодный для загрузки в ферроникелевую плавильную печь, может быть произведен этим процессом на установке, расположенной в латеритовом рудном теле, и отгружен при эффективных затратах благодаря своему высокому содержанию никеля на имеющуюся удаленную ферроникелевую плавильную печь, если это экономически выгодно.The process can also be adapted to the case where a low-grade iron-nickel hydroxide suitable for loading in a ferronickel smelter can be produced by this process in a plant located in a laterite ore body and shipped at cost effective due to its high nickel content to the existing remote nickel-smelting oven if it is economically viable.
ПримерыExamples
Пример 1.Example 1
Образец шлама от кислотного выщелачивания при высоком давлении (ИРЛЬ) латеритовой никелевой руды был нейтрализован и просеян для обработки процессом смола в пульпе (К1Р).The high pressure acid leach slurry (IRL) of the lateritic nickel ore was neutralized and sieved for processing in the pulp resin (K1P).
л шлама пульпы ИРЛЬ было помещено в 20-литровую бочку и перемешано подвесной мешалкой. Шлам пульпы был скорректирован на рН 4,5 добавлением шлама известняка. После нейтрализации, ОКР пульпы был скорректирован на 300-400 мВ добавлением 20% раствора метабисульфита натрия.l of pulp sludge IRL was placed in a 20-liter barrel and mixed with an overhead stirrer. Pulp slurry was adjusted to pH 4.5 by adding limestone slurry. After neutralization, the CSR of the pulp was adjusted to 300-400 mV by adding a 20% sodium metabisulfite solution.
Пульпа была затем просеяна через сито 212 мкм и превышающий размер материал выгружен. Пульпа, пропущенная через сито 212 мкм, была собрана и использована в схеме К1Р. Просеянная и нейтрализованная пульпа находилась при температуре 50°С и непрерывно добавлялась на десятой стадии К1Р опытной установки для контакта с чистой смолой ТсО К604. К604 - ионообменная смола, содержащая иминодиуксусные кислотные группы. Никель, кобальт и другие металлы были адсорбированы в смоле. Смола затем была отделена от пульпы, и металлы десорбировались из нее обработкой 15% раствором серной кислоты.The pulp was then sieved through a 212 micron sieve and the oversize material was unloaded. The pulp passed through a 212 micron sieve was collected and used in the K1P scheme. The sieved and neutralized pulp was at a temperature of 50 ° C and was continuously added at the tenth stage of the K1P experimental setup for contact with pure TcO K604 resin. K604 is an ion exchange resin containing iminodiacetic acid groups. Nickel, cobalt and other metals were adsorbed in the resin. The resin was then separated from the pulp, and the metals were desorbed from it by treatment with a 15% sulfuric acid solution.
Приведенная ниже табл. 1 показывает среднее содержание металла жидкого и твердого содержимого рудного шлама пульпы перед и после К1Р обработки в течение 50-часового теста. Степень извлечения была более 99,7% и для никеля, и для кобальта из жидкой фазы пульпы, а также было значительное восстановление никеля и кобальта из твердой фазы.The table below 1 shows the average metal content of the liquid and solid contents of pulp ore sludge before and after K1P treatment during a 50-hour test. The degree of extraction was more than 99.7% for nickel and cobalt from the liquid phase of the pulp, and there was a significant reduction of nickel and cobalt from the solid phase.
Таблица1Table 1
Среднее содержание металла для жидкости и твердых веществ пульпы перед и после обработки смола в пульпеThe average metal content for the liquid and solids of the pulp before and after processing the resin in the pulp
Состав элюата от десорбции смоляной кислотой указан ниже в табл. 2. Указано, что концентрация никеля около 39 г/л в элюате может быть достигнута при низких уровнях загрязняющих примесей, например хрома и кремнезема.The composition of the eluate from desorption with resin acid is shown below in table. 2. It is indicated that a nickel concentration of about 39 g / l in the eluate can be achieved at low levels of contaminants, such as chromium and silica.
- 6 010771- 6 010771
Таблица 2table 2
Содержание металла в элюате после десорбции смолыThe metal content in the eluate after desorption of the resin
Пример 2.Example 2
Синтетический раствор, который должен имитировать элюат, получаемый от выщелачивания латеритовой руды при атмосферном давлении, был подготовлен для испытания. Раствор был приготовлен растворением сульфатов никеля, кобальта, меди, марганца, железа и магния вместе с гидроксидом кальция и хлоридом натрия в воде и поддержанием раствора в атмосфере азота для избежания окисления. Затем он был подвергнут нейтрализации коррекцией рН до 4,5 посредством добавления углекислого кальция, после осаждения которого прозрачный раствор сливался и становился исходным раствором для тестирования. Анализ раствора до и после этапа нейтрализации показан в табл. 3.A synthetic solution, which should simulate the eluate obtained from leaching of laterite ore at atmospheric pressure, was prepared for testing. The solution was prepared by dissolving the sulfates of nickel, cobalt, copper, manganese, iron and magnesium together with calcium hydroxide and sodium chloride in water and maintaining the solution in a nitrogen atmosphere to avoid oxidation. Then it was neutralized by adjusting the pH to 4.5 by adding calcium carbonate, after the deposition of which the clear solution merged and became the initial solution for testing. Analysis of the solution before and after the neutralization stage is shown in table. 3.
Таблица 3Table 3
Опытная установка жидкостного извлечения, состоящая из 10 водоохлаждаемых смесителей-отстойников, была использована для проведения на встречном потоке полунепрерывного извлечения, тестов очищения и десорбции исходного раствора после нейтрализации. Органический раствор, использованный как растворитель, содержал 15% Суапех 272 (об./об.) и 5% ТРВ в δΠοΙΙδοΙ Ό70. Объем смесителя и отстойника был 0,16 л и 0,38 л, соответственно. Температура раствора поддерживалась постоянной 40°С. Крыльчатки (диаметром 30 мм) с 6 лопастями были использованы для перемешивания раствора, а диафрагма насоса - для циркуляции раствора.A pilot plant for liquid recovery, consisting of 10 water-cooled settling mixers, was used to conduct semi-continuous extraction, cleaning and desorption tests of the initial solution after neutralization in the oncoming stream. The organic solution used as a solvent contained 15% Suapeh 272 (v / v) and 5% TRV in δΠοΙΙδοΙ Ό70. The volume of the mixer and sump was 0.16 L and 0.38 L, respectively. The temperature of the solution was kept constant at 40 ° C. Impellers (30 mm in diameter) with 6 blades were used to mix the solution, and the pump diaphragm was used to circulate the solution.
При осуществлении полунепрерывного извлечения водяной раствор и бесцветные органические растворы прокачивались противоточно через 3 смесителя/отстойника стадии извлечения. Раствор едкого натра или серной кислоты был использован для поддержания рН на уровне 5,8 в смесителях. Водная переработка была организована для получения А/О объемного отношения как 1:1 в смесителе, если требовалось. Газообразный азот испарялся в смесителе первой стадии для предотвращения окисления Ре(11) до Ре(Ш).During semi-continuous extraction, the aqueous solution and colorless organic solutions were pumped countercurrently through 3 mixers / sump extraction stages. A solution of caustic soda or sulfuric acid was used to maintain a pH of 5.8 in mixers. Water processing was organized to obtain an A / O volume ratio of 1: 1 in the mixer, if required. Gaseous nitrogen was evaporated in a first stage mixer to prevent the oxidation of Fe (11) to Fe (III).
Табл. 4 показывает степень извлечения металлов в органическом растворителе. Тест показывает, что было достигнуто полное извлечение Со, Си, Ζη, Мп и Ре.Tab. 4 shows the degree of metal recovery in an organic solvent. The test shows that the complete recovery of Co, Cu, Ζη, Mn and Fe was achieved.
Таблица 4Table 4
- 7 010771- 7 010771
Пример 3.Example 3
Цель теста полунепрерывной очистки была в получении максимальной очистки наполненного органического раствора для удаления совместно извлеченных N1, Мд и Са.The goal of the semi-continuous purification test was to maximize the purification of the filled organic solution to remove the jointly extracted N1, MD, and Ca.
Наполненный органический раствор из серии тестов полунепрерывного извлечения, подобный примеру 1, был скомбинирован и использован для тестов полунепрерывной очистки. Варьирующиеся параметры управлялись значением рН (5,4 и 5,6 добавлением серной кислоты), количеством стадий (стадии 1 и 2), и очищаемым раствором (растворы 1 и 2), и температурой 40°С.A filled organic solution from a series of semi-continuous extraction tests, similar to Example 1, was combined and used for semi-continuous cleaning tests. The varying parameters were controlled by the pH value (5.4 and 5.6 by the addition of sulfuric acid), the number of stages (stages 1 and 2), and the solution to be purified (solutions 1 and 2), and a temperature of 40 ° C.
Синтетический очищающий раствор был подготовлен для имитации разбавленного раствора из десорбированного раствора. Типичный результат от полунепрерывной очистки представлен в табл. 5. Эффективность очистки N1 составляла 90-93% при 38-53 млн ч. N1, остающихся в органическом растворе.A synthetic cleaning solution was prepared to simulate a diluted solution from a stripped solution. A typical result from semi-continuous cleaning is presented in table. 5. The efficiency of purification of N1 was 90-93% at 38-53 million hours of N1 remaining in the organic solution.
Более высокая концентрация Со, Си, Мп и Ζη в очищаемом растворе не влияет на эффективность очистки, и один этап очистки давал значительно более низкую эффективность очистки N1 (77,8%) и более высокую концентрацию N1 в очищенном органическом растворе (118 млн ч.).A higher concentration of Co, Cu, Mn, and Ζη in the solution being purified does not affect the cleaning efficiency, and one stage of cleaning gave a significantly lower N1 cleaning efficiency (77.8%) and a higher N1 concentration in the purified organic solution (118 ppm). )
Таблица 5Table 5
Результаты теста полунепрерывной очисткиSemi-Continuous Cleaning Test Results
Пример 4.Example 4
Органические растворы от тестов полунепрерывной очистки в примере 2 были объединены и использованы в трех стадиях теста полунепрерывной десорбции для извлечения ценного кобальта.The organic solutions of the semi-continuous purification tests in Example 2 were combined and used in the three stages of the semi-continuous desorption test to extract valuable cobalt.
При осуществлении полунепрерывной десорбции предварительно наполненный и очищенный органический раствор был десорбирован с использованием раствора серной кислоты с рН 2,0 на последней стадии.In a semi-continuous desorption, the pre-filled and purified organic solution was desorbed using a solution of sulfuric acid with a pH of 2.0 in the last stage.
Результаты теста десорбции приведены в табл. 6. При рН, равном 2,0, при трех стадиях около 99% Со, Си, Мп и Ζη и 78% Ее были десорбированы.The results of the desorption test are given in table. 6. At a pH of 2.0, in three stages, about 99% of Co, Cu, Mn and Ζη and 78% of It were desorbed.
Таблица 6Table 6
Результаты полунепрерывной десорбции (рН 2,00, 3 стадии)Results of semi-continuous desorption (pH 2.00, 3 stages)
Пример 5.Example 5
Растворы рафината от тестов полунепрерывного извлечения в примере 1 были объединены и подвержены гидроксидному осаждению. Цель тестов осаждения порции гидроокиси никеля заключалась в определении тестовых условий для эффективности осаждения никеля >99%. В общей сложности, были проведены три теста при мольном отношении МдО к N1 1:1, 1,2:1 и 1,4:1.The raffinate solutions from the semi-continuous extraction tests in Example 1 were pooled and subjected to hydroxide precipitation. The purpose of the deposition tests of a portion of nickel hydroxide was to determine the test conditions for the deposition efficiency of Nickel> 99%. In total, three tests were performed with a molar ratio of MdO to N1 of 1: 1, 1.2: 1 and 1.4: 1.
- 8 010771- 8 010771
Чистота использованного МдО в тестах осаждения составляла 96%.The purity of the used MdO in the precipitation tests was 96%.
Взвешенный порошок МдО добавлялся медленно, и шлам был смешан за 1 ч перед вакуумной фильтрацией. Фильтрат собирался в вакуумной фляжке с измеренной и записанной массой. Кек был вновь смешан со 100 мл водопроводной воды, и шлам фильтровали под вакуумом. Три промывки были выполнены для каждого отфильтрованного кека, и три промывочных раствора были объединены. Промытый отфильтрованный кек был высушен при 105°С и взвешен при комнатной температуре.A suspended MgO powder was added slowly, and the sludge was mixed 1 hour before vacuum filtration. The filtrate was collected in a vacuum flask with measured and recorded mass. The cake was again mixed with 100 ml of tap water, and the sludge was filtered under vacuum. Three washes were performed for each filtered cake, and three washes were combined. The washed filtered cake was dried at 105 ° C and weighed at room temperature.
Эффективность осаждения N1 достигала свыше 99,9% для трех проведенных тестов, указывая на низкие потери N1 и значительное восстановление N1 (табл. 7 ниже). При том, что восстановление N1 в трех тестах было почти тем же, содержание Мд в получаемом кеке N1 увеличивалось с увеличением мольного отношения от 3,36% для мольного отношения 1:1 до 7,14% для 1,2:1, и далее - 9,55% для 1,4:1. Это означает, что по трем проведенным тестам мольное отношение 1:1 подходит наилучшим образом.The N1 deposition efficiency reached over 99.9% for the three tests performed, indicating low N1 loss and significant N1 reduction (Table 7 below). While the recovery of N1 in the three tests was almost the same, the MD content in the resulting cake N1 increased with an increase in the molar ratio from 3.36% for the molar ratio 1: 1 to 7.14% for 1.2: 1, and further - 9.55% for 1.4: 1. This means that in the three tests performed, a 1: 1 molar ratio is best suited.
Таблица 7Table 7
Результаты теста осаждения гидроокиси N1Hydroxide N1 Precipitation Test Results
Элементный анализ полученного осадка гидроокиси никеля показывает очень низкие уровни примесей, кобальта, меди, цинка, марганца и железа, как видно из приводимой ниже табл. 8.An elemental analysis of the resulting nickel hydroxide precipitate shows very low levels of impurities, cobalt, copper, zinc, manganese and iron, as can be seen from the table below. 8.
Таблица 8Table 8
Элементный анализ полученного осадка гидроокиси N1*Elemental analysis of the obtained hydroxide precipitate N1 *
*Образец осадка для оценки был растворен в кислотном растворе.* The sample precipitate for evaluation was dissolved in an acid solution.
Пример 6.Example 6
Растворы десорбционного жидкостного извлечения от тестов полунепрерывной органической десорбции в примере 3 были объединены и подвергнуты смешанному сульфидному осаждению с использованием раствора гидросульфида натрия для восстановления содержания кобальта. Значение рН было скорректировано до 3,5 раствором едкого натра или сернокислым раствором, и температура была установлена в 80°С. После 60 мин смешивания шлам был отфильтрован, кек перемешан с водопроводной водой и вновь отфильтрован 3 раза перед просушкой при 105°С.The solutions of desorption liquid recovery from the tests of semi-continuous organic desorption in example 3 were combined and subjected to mixed sulfide precipitation using a solution of sodium hydrosulfide to restore the cobalt content. The pH value was adjusted to 3.5 with sodium hydroxide solution or sulfate solution, and the temperature was set to 80 ° C. After 60 minutes of mixing, the sludge was filtered, the cake was mixed with tap water and again filtered 3 times before drying at 105 ° C.
Эффективность осаждения кобальта при этих условиях была очень высокой и составляла 99,82%.The cobalt deposition efficiency under these conditions was very high and amounted to 99.82%.
Приведенная ниже табл. 9 показывает эффективность осаждения других металлов в растворе десорбционного жидкостного извлечения.The table below 9 shows the deposition efficiency of other metals in a desorption liquid recovery solution.
Таблица 9Table 9
Содержание металлов в смешанных сульфидных осадках (мольное отношение 1,4:1)The metal content in the mixed sulfide precipitates (molar ratio of 1.4: 1)
- 9 010771- 9 010771
Вышеуказанное описание призвано показать предпочтительные варианты осуществления настоящего изобретения. Специалистам в данной области техники должно быть ясно, что возможны многие вариации или альтернативные варианты, не выходящие за рамки изложенного существа изобретения.The above description is intended to show preferred embodiments of the present invention. Those skilled in the art will appreciate that many variations or alternatives are possible without departing from the spirit of the invention.
Claims (22)
Applications Claiming Priority (2)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| AU2004907370A AU2004907370A0 (en) | 2004-12-30 | Extraction of nickel and cobalt from a resin eluate stream | |
| PCT/AU2005/001950 WO2006069416A1 (en) | 2004-12-30 | 2005-12-23 | Extraction of nickel and cobalt from a resin eluate stream |
Publications (2)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| EA200701407A1 EA200701407A1 (en) | 2007-10-26 |
| EA010771B1 true EA010771B1 (en) | 2008-10-30 |
Family
ID=36614416
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| EA200701407A EA010771B1 (en) | 2004-12-30 | 2005-12-23 | Extraction of nickel and cobalt from a resin eluate stream |
Country Status (11)
| Country | Link |
|---|---|
| EP (1) | EP1841891A4 (en) |
| JP (1) | JP2008527164A (en) |
| KR (1) | KR20070094819A (en) |
| CN (1) | CN101094926A (en) |
| AP (1) | AP2007004030A0 (en) |
| BR (1) | BRPI0519687A2 (en) |
| CA (1) | CA2593706A1 (en) |
| EA (1) | EA010771B1 (en) |
| GT (1) | GT200500393A (en) |
| WO (1) | WO2006069416A1 (en) |
| ZA (1) | ZA200704566B (en) |
Families Citing this family (23)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| KR20090042996A (en) | 2006-08-23 | 2009-05-04 | 비에이치피 빌리톤 에스에스엠 디벨롭먼트 피티와이 엘티디 | Production of metallic nickel with low iron content |
| AU2007100902B4 (en) * | 2006-08-23 | 2007-10-25 | Murrin Murrin Operations Pty Ltd | Improved Hydrometallurgical Method for the Extraction of Nickel from Laterite Ores |
| CA2659449A1 (en) * | 2006-08-23 | 2008-02-28 | Murrin Murrin Operations Pty Ltd. | Improved hydrometallurgical method for the extraction of nickel from laterite ores |
| BRPI0612374B1 (en) * | 2006-11-10 | 2015-08-11 | Vale Sa | Nickel and cobalt recovery process from lateritic ores using ion exchange resin and product containing nickel or cobalt |
| BRPI0605892B1 (en) * | 2006-12-29 | 2015-09-01 | Vale Sa | Nickel and cobalt recovery process from an ion exchange resin eluate |
| WO2009018619A1 (en) * | 2007-08-07 | 2009-02-12 | Bhp Billiton Ssm Development Pty Ltd | Atmospheric acid leach process for laterites |
| US20090056501A1 (en) * | 2007-08-29 | 2009-03-05 | Vale Inco Limited | Hydrometallurgical process using resin-neutralized-solution of a heap leaching effluent |
| 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 |
| CN101643859B (en) * | 2008-08-07 | 2011-04-20 | 北京有色金属研究总院 | Process method for separating and purifying cobalt solution by extraction chromatography |
| TWI428290B (en) * | 2008-12-03 | 2014-03-01 | Rainer Bauder | Systems and methods for wastewater treatment |
| JP5157943B2 (en) | 2009-02-04 | 2013-03-06 | 住友金属鉱山株式会社 | Method for recovering nickel from sulfuric acid aqueous solution |
| JP5881952B2 (en) * | 2011-01-24 | 2016-03-09 | 住友金属鉱山株式会社 | Method for producing cobalt sulfate |
| CN102268537B (en) * | 2011-08-15 | 2013-05-29 | 广西银亿科技矿冶有限公司 | Method for extracting cobalt and nickel from laterite-nickel ore |
| CN104745813B (en) * | 2013-12-31 | 2017-02-15 | 北京有色金属研究总院 | Method for comprehensively recovering nickel and magnesium in bio-leaching process of high-magnesium low-nickel sulfide ore |
| CN104445424A (en) * | 2014-11-12 | 2015-03-25 | 浙江华友钴业股份有限公司 | Method for preparing high-purity manganese sulfate from manganese-containing waste liquid |
| JP6604255B2 (en) * | 2016-04-05 | 2019-11-13 | 住友金属鉱山株式会社 | Method for removing impurities in organic solvents |
| KR101950314B1 (en) * | 2017-08-31 | 2019-02-20 | 고려아연 주식회사 | Economical smelting method for nickel from nickel oxide ore, combined hydrometallurgical and pyrometallurgical process |
| JP2019173063A (en) * | 2018-03-27 | 2019-10-10 | 住友金属鉱山株式会社 | Recovery method of nickel and cobalt from solution |
| CN108660324A (en) * | 2018-05-21 | 2018-10-16 | 金川集团股份有限公司 | A method of extracting nickel, cobalt, copper from monel chloridizing leach solution |
| KR102178219B1 (en) * | 2019-02-13 | 2020-11-12 | 고려아연 주식회사 | Economical Smelting Method for Nickel from Nickel Sulfide ore, combined Hydrometallurgical and Pyrometallurgical Process |
| CN109867400A (en) * | 2019-02-19 | 2019-06-11 | 北京中科康仑环境科技研究院有限公司 | A kind of method that the depth of nickel (cobalt) raffinate removes nickel, cobalt |
| JP7338283B2 (en) * | 2019-07-12 | 2023-09-05 | 住友金属鉱山株式会社 | Scandium recovery method |
| CN111115903A (en) * | 2020-01-06 | 2020-05-08 | 湖南中伟新能源科技有限公司 | Method for removing cobalt in cobaltosic wastewater through two-stage ion exchange |
Citations (3)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| WO2000053820A1 (en) * | 1999-03-09 | 2000-09-14 | Bhp Minerals International, Inc. | Recovery of nickel and cobalt from ore |
| WO2002022897A1 (en) * | 2000-09-15 | 2002-03-21 | Commonwealth Scientific And Industrial Research Organisation | Recovery of nickel and cobalt from leach solutions |
| WO2002048042A1 (en) * | 2000-12-13 | 2002-06-20 | Qni Technology Pty Ltd | Hydroxide solids enrichment by precipitate contact |
Family Cites Families (8)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| BE871963A (en) * | 1978-11-13 | 1979-03-01 | Daihachi Chem Ind | SEPARATION OF COBALT AND NICKEL BY SOLVENT EXTRACTION |
| US4382016A (en) * | 1981-05-14 | 1983-05-03 | American Cyanamid Company | Extractant for the selective removal of cobalt(II) from aqueous solutions |
| JPS60231420A (en) * | 1983-12-28 | 1985-11-18 | Daihachi Kagaku Kogyosho:Kk | Separation of cobalt from aqueous solution containing cobalt and nickel |
| BR9510115A (en) * | 1994-12-27 | 1997-12-30 | Bhp Minerals Int Inc | Nickel and cobalt recovery from laterite ores |
| JP3122948B1 (en) * | 1999-07-02 | 2001-01-09 | 株式会社高純度化学研究所 | Method for producing high purity cobalt |
| JP2001049362A (en) * | 1999-08-06 | 2001-02-20 | Matsushita Sangyo Kk | Method and device for recovering valuable metal from heavy metal sludge |
| US6350420B1 (en) * | 1999-10-15 | 2002-02-26 | Bhp Minerals International, Inc. | Resin-in-pulp method for recovery of nickel and cobalt |
| US6387239B1 (en) * | 1999-11-17 | 2002-05-14 | Bhp Minerals International, Inc. | Recovery of metals from ore |
-
2005
- 2005-12-23 EA EA200701407A patent/EA010771B1/en not_active IP Right Cessation
- 2005-12-23 CN CNA2005800456511A patent/CN101094926A/en active Pending
- 2005-12-23 BR BRPI0519687-6A patent/BRPI0519687A2/en not_active IP Right Cessation
- 2005-12-23 WO PCT/AU2005/001950 patent/WO2006069416A1/en active Application Filing
- 2005-12-23 JP JP2007548644A patent/JP2008527164A/en active Pending
- 2005-12-23 AP AP2007004030A patent/AP2007004030A0/en unknown
- 2005-12-23 CA CA002593706A patent/CA2593706A1/en not_active Abandoned
- 2005-12-23 EP EP05819247A patent/EP1841891A4/en not_active Withdrawn
- 2005-12-23 KR KR1020077017513A patent/KR20070094819A/en not_active Application Discontinuation
- 2005-12-29 GT GT200500393A patent/GT200500393A/en unknown
-
2007
- 2007-06-07 ZA ZA200704566A patent/ZA200704566B/en unknown
Patent Citations (3)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| WO2000053820A1 (en) * | 1999-03-09 | 2000-09-14 | Bhp Minerals International, Inc. | Recovery of nickel and cobalt from ore |
| WO2002022897A1 (en) * | 2000-09-15 | 2002-03-21 | Commonwealth Scientific And Industrial Research Organisation | Recovery of nickel and cobalt from leach solutions |
| WO2002048042A1 (en) * | 2000-12-13 | 2002-06-20 | Qni Technology Pty Ltd | Hydroxide solids enrichment by precipitate contact |
Also Published As
| Publication number | Publication date |
|---|---|
| EP1841891A4 (en) | 2008-06-25 |
| JP2008527164A (en) | 2008-07-24 |
| ZA200704566B (en) | 2008-08-27 |
| WO2006069416A1 (en) | 2006-07-06 |
| KR20070094819A (en) | 2007-09-21 |
| EA200701407A1 (en) | 2007-10-26 |
| CA2593706A1 (en) | 2006-07-06 |
| GT200500393A (en) | 2006-09-20 |
| EP1841891A1 (en) | 2007-10-10 |
| AP2007004030A0 (en) | 2007-06-30 |
| BRPI0519687A2 (en) | 2009-03-03 |
| CN101094926A (en) | 2007-12-26 |
| WO2006069416A9 (en) | 2007-10-18 |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| EA010771B1 (en) | Extraction of nickel and cobalt from a resin eluate stream | |
| CA2356048C (en) | Process for the recovery of nickel and/or cobalt from a concentrate | |
| AU779496B2 (en) | Resin-in-pulp method for recovery of nickel and cobalt from oxidic ore leach slurry | |
| AU2007288109B2 (en) | Production of metallic nickel with low iron content | |
| US20070297960A1 (en) | Extraction of Nickel and Cobalt from a Resin Eluate Stream | |
| US8758479B2 (en) | Nickel recovery from a high ferrous content laterite ore | |
| EA012644B1 (en) | Production of ferro-nickel or nickel matte by a combined hydrometallurgical and pyrometallurgical process | |
| AU699127B2 (en) | Recovery of nickel and cobalt from laterite ores | |
| US8361191B2 (en) | Low acid leaching of nickel and cobalt from lean iron-containing nickel ores | |
| EP2553129B1 (en) | Low acid leaching of nickel and cobalt from lean iron-containing nickel ores | |
| AU2004227192B2 (en) | Recovery of platinum group metals | |
| AU2011235562A1 (en) | Low acid leaching of nickel and cobalt from lean iron-containing nickel ores | |
| US20110174113A1 (en) | Acid Recovery | |
| EP0134435B1 (en) | A process for the recovery of valuable metals from the ashes of normal and complex pyrites | |
| AU2005321748A1 (en) | Extraction of nickel and cobalt from a resin eluate stream | |
| RU2044079C1 (en) | Polymetal ores beneficiation tailings processing combine method | |
| AU3499799A (en) | Process for the recovery of nickel and/or cobalt from a concentrate |
Legal Events
| Date | Code | Title | Description |
|---|---|---|---|
| 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 |
|
| 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): RU |